李進中,鐘 宏
(中南大學有色金屬資源化學教育部重點實驗室,湖南長沙 410083)
近年來,隨著錳系產(chǎn)品需求量的劇增,低品位氧化錳礦、大洋多金屬錳結(jié)核、二次錳資源等作為重要的資源得以研究和利用,從經(jīng)濟上考慮,不適合用傳統(tǒng)的火法冶煉工藝。同時,由于火法還原工藝能耗大、環(huán)境污染嚴重,使得氧化錳礦的濕法還原浸出工藝發(fā)展迅速。
浸出的實質(zhì)在于利用適當?shù)娜軇┦沟V石、精礦或半產(chǎn)品中的有價成分優(yōu)先溶出,得以與脈石分離。錳礦的浸出過程是一個多相反應過程,其反應速度取決于相界面的面積、反應界面上反應劑的濃度和反應劑在相界面上的傳質(zhì)速度。MnO2在酸性和堿性介質(zhì)中均十分穩(wěn)定,一般條件下不會溶解,但他的氧化電位比較高,在有還原劑時,MnO2會與之反應,被還原成Mn2+溶解于浸出液。因此,利用合適的還原劑對于氧化錳礦的濕法還原浸出至關(guān)重要。還原性強、價格低廉、來源廣泛的還原劑越來越多地應用于氧化錳礦的還原浸出工藝。研究如何經(jīng)濟、合理地利用低品位氧化錳礦,特別是解決其還原工藝這一瓶頸性的技術(shù)問題,對緩解當前我國錳礦資源緊缺的矛盾、確保錳系產(chǎn)品行業(yè)可持續(xù)發(fā)展,以及西部地區(qū)經(jīng)濟的發(fā)展都具有十分重要的戰(zhàn)略意義。
本文綜述了各種氧化錳礦的濕法還原工藝技術(shù),重點對各種還原劑浸出氧化錳礦的過程、機理進行了總結(jié)。
SO2的酸性較強,是一種易溶于水的還原劑,而氧化錳礦的主要成分是MnO2,是一種良好的氧化劑,這使得 SO2在水溶液中可以直接浸出氧化錳礦。利用SO2還原浸出氧化錳礦對于錳資源的綜合利用有重要的工業(yè)價值[1]。其反應機理概括為:SO2+MnO2→MnSO4。
在298 K時,其 △rGm和 K0分別為 -192.15 kJ/mol和7.26×1035,反應不僅能自發(fā)進行,而且進行得很徹底。SO2還原浸出氧化錳礦不但反應速率很快,而且對礦物中的成分有選擇性反應,可減少雜質(zhì)進入浸出液[2]。Senanayake[3]等對其浸出動力學的研究發(fā)現(xiàn)浸出機理更傾向于表面化學反應,浸出過程由礦物表面化學反應控制,反應的活化能為35.9 kJ/mol。反應方程式為:MnO2+SO2+H2O→MnOOH+HSO3→MnSO4+H2O或Mn(OH)HSO4。另外,有研究[4]發(fā)現(xiàn)反應產(chǎn)生的 Mn2+、Fe3+對 SO2的氧化反應起催化作用,進一步加速反應的發(fā)生。
Naik[1]等通過研究發(fā)現(xiàn)影響浸出過程的主要因素有:SO2流量、液固比、p H、礦石粒度及攪拌速率,而溫度的影響不大,在常溫下即可進行,因為高溫會導致SO2的逸出,同時浸出過程也是一個放熱過程。
從Me-H2O系φ-p H圖發(fā)現(xiàn)通過控制反應的pH值可以有效的抑制Fe、Al等金屬的浸出,使它們以氫氧化物的方式沉淀。Acharya[5]等人實驗發(fā)現(xiàn)在SO2-H2O-H2SO4-(NH4)2SO4浸出體系中,(NH4)2SO4能有效的抑制礦石中鐵的浸出,三價鐵離子在(NH4)2SO4的存在下生成鐵礬沉淀下來:3Fe2(SO4)3+12H2O+(NH4)2SO4→2NH4Fe3(SO4)2(OH)2。
Senanayake[6]等對比含錳廢舊電池在硫酸溶液和氨水中的浸出實驗,認為SO2-H2O-NH4OH體系中,對 Fe的浸出有抑制作用,使 Fe形成 Fe(NH4)2(SO3)2和Fe(NH4)2(SO4)2絡(luò)合物。
SO2直接浸出氧化錳礦,將硫化礦焙燒產(chǎn)生的SO2和氧化礦的還原浸出聯(lián)系起來,有利于降低成本,也有利于消除SO2造成的大氣污染。但是因為在該浸出反應過程中有副反應發(fā)生,生成連二硫酸錳(MnS2O6),直接影響了浸出產(chǎn)物硫酸錳的質(zhì)量,連二硫酸錳的產(chǎn)生與反應溫度、介質(zhì)酸度和SO2的吸收程度有關(guān)。連二硫酸錳隨著溫度的升高會發(fā)生分解反應生成MnSO4,為此工廠用加熱烘干的方法使其分解,但這樣做會增加能耗,使產(chǎn)品質(zhì)量不均,同時造成二次污染。HiTec公司專利[7]聲稱通過控制浸出液的電位、酸度、反應溫度和反應時間,可有效地抑制副反應的進行,使浸出液中MnS2O6的含量低于1~5 g/L。2005年發(fā)表第2個專利[8],采用溶劑萃取法凈化浸出液,使反應溫度和時間大大降低,降低了能耗。廣東石化研究院通過加入轉(zhuǎn)化劑來實現(xiàn)浸出液的凈化[2]。
采用SO2浸出氧化錳礦工藝時,還必須考慮到酸平衡問題,在后續(xù)浸出液電解的過程中也會產(chǎn)生硫酸,這部分酸必須從系統(tǒng)中排去才能保持酸平衡。研究者發(fā)現(xiàn)采用碳酸錳礦粉中和法達到酸平衡是比較理想的途徑,一方面解決了酸平衡的問題,另一方面還可以浸出碳酸錳礦達到資源的充分利用。
總之,與傳統(tǒng)的還原焙燒法相比,二氧化硫浸出工藝縮短了生產(chǎn)流程,節(jié)省能源消耗、設(shè)備投資和場地、避免了硫化礦焙燒過程中的廢氣對環(huán)境的污染。具有一定的應用前景和環(huán)保意義。
硫鐵礦法還原浸出的主要機理是硫鐵礦和氧化錳礦在酸性條件下發(fā)生氧化還原反應,使氧化錳礦中的四價錳還原成二價錳進入液相??偡磻匠淌剑?/p>
2FeS2+15MnO2+14H2SO4→
15MnSO4+Fe2(SO4)3+14H2O
對反應機理的研究發(fā)現(xiàn):MnO2主要是通過Fe2+還原成為 Mn2+,反應中 FeS2的變化趨勢為FeS2→Fe2++2S(包括H2S)。硫鐵礦中的鐵大部分以FeOOH的形式存在于礦渣中[9]。盧宗柳[10]等解釋浸出過程是通過以下兩個氧化還原反應循環(huán)來實現(xiàn)的:
MnO2+2FeSO4+2H2SO4→
MnSO4+Fe2(SO4)3+2H2O
FeS2+7Fe2(SO4)3+8H2O→15FeSO4+8H2O
Rajko[11]等在高溫高壓下對FeS2-O2-H2O體系浸出氧化錳礦進行研究發(fā)現(xiàn),通入氣態(tài)氧會加速還原性 Fe2+的產(chǎn)生,提高浸出率。華毅超[12]等利用Fenton試劑(Fe2++H2O2)的催化氧化作用對還原階段的后期進行了關(guān)鍵性的改進,一方面,H2O2也具有還原浸出氧化錳礦的能力,另一方面,H2O2的引入帶來劇烈的氧化作用使反應體系產(chǎn)生大量微泡而劇烈翻騰,強化了攪拌效果,并將礦粉顆粒進一步破碎,促使被包藏的錳進一步溶出。
硫鐵礦法的優(yōu)點是降低了酸耗,因為浸出反應中,FeS2的氧化存在著產(chǎn)物為S0和SO42-的并行反應,但是浸出過程難以控制,特別要求氧化錳礦和黃鐵礦的礦源成分穩(wěn)定,并且浸出過程產(chǎn)生的S0粘附于礦石顆粒表面,由于S0的強疏水性和非導電性,阻礙了浸出反應的進一步進行,降低了浸出率[2]。為此,有研究報道利用硫桿菌氧化礦石表面的S0,取得了顯著的效果[13]。
劉建輝[14]利用閃鋅礦、氧化錳礦兩礦法濕法浸出錳和鋅,錳的浸出率 91.69%,鋅的浸出率92.92%。原則上,所有金屬硫化礦均可適用于兩礦浸出法。
鋼鐵生產(chǎn)中存在著大量的酸洗廢液,其中含有0.5%~10%的硫酸和10%~12%的硫酸亞鐵,應用前景廣闊[15]。硫酸亞鐵法浸出原理和硫鐵礦法一樣,都是利用 Fe2+的還原性,使MnO2變成Mn2+溶出,硫酸亞鐵法浸出氧化錳礦的研究經(jīng)歷了較長時間發(fā)展完善,綜合國內(nèi)外的研究報告得知其浸出條件大體在:反應溫度70~95℃,初始硫酸濃度180~210 g/L,液固比 3∶1~8∶1,在攪拌下反應時間為0.5~3.5 h,錳的浸出率可達95%以上[2,16]。
顯然,還原性鐵浸出法產(chǎn)生的浸出液中含鐵量較高,使用傳統(tǒng)的Fe(OH)3中和沉淀法除鐵將產(chǎn)生大量的膠體沉淀,不利于后續(xù)的凈化工序,為此,有研究[17]報道在浸出的同時加入硫酸鈉,能使大部分鐵呈現(xiàn)鐵礬的形式沉淀除去。
金屬鐵還原法可以看成是硫酸亞鐵法的一種改進,張東方[18]等對錳銀礦的研究發(fā)現(xiàn)在室溫下用鐵屑較好地實現(xiàn)了錳銀分離,錳的浸出率達到97.6%。Bafghi[19]等人利用海綿鐵浸出氧化錳礦,研究發(fā)現(xiàn)在條件:物料粒度-250+150μm,Fe/MnO2摩爾比0.8,H2SO4/MnO2摩爾比為3,室溫下浸出10 min的情況下,錳的浸出率達到98%。并且,隨著溫度從20℃升高至60℃,浸出時間縮短至3 min,過程中產(chǎn)生的高的 Fe2+/Fe3+比值,能確保浸出過程在較短的時間下達到平衡。
草酸具有很強的還原性,與氧化劑作用易被氧化成二氧化碳和水。在酸性條件下,草酸與MnO2反應如下:MnO2+HOOC-COOH+2H+→Mn2++2CO2+2H2O。
研究發(fā)現(xiàn)草酸對金屬氧化物的還原浸出率主要依賴于還原劑和金屬表面形成的復雜表面絡(luò)合物的性質(zhì),這種中間絡(luò)合物能促進金屬氧化物的浸出,其浸出率與草酸濃度成正比。而Banerjee[20]等人研究發(fā)現(xiàn) MnO2與草酸反應生成三價錳的中間體MnOOH*,三價中間體能進一步還原成Mn2+溶出。反應式如下:
2MnO2+(COO)22-+H+→2MnOOH*+2CO2
2MnOOH*+(COO)22-→2[MnOOH-COO]-
Sahoo[21]等報道了用草酸作為還原劑浸出氧化錳礦,在含草酸30.6 g/L和硫酸濃度0.534 mol/L的85℃溶液中浸出 105 m in,錳的浸出率達到98.4%,而鐵的浸出率只有9.5%。實驗表明:草酸用量對錳的浸出影響最大,其次是溫度、硫酸濃度,浸出時間對錳的浸出影響不大。而溫度對礦物中鐵的浸出影響最大,浸出時間對礦物中鋁的浸出影響最大,并且草酸用量對鋁浸出有一定的抑制作用。
H2O2既有氧化性又有還原性,但只有在強氧化劑存在的條件下如MnO2、MnO4-,H2O2才表現(xiàn)出強的還原性。在酸性條件下,MnO2與H2O2發(fā)生下列反應:
MnO2+H2O2+2H+→Mn2++2H2O+O2
姜濤[22-23]等研究了在硫酸溶液中利用過氧化氫還原浸出銀錳礦石中的錳,在室溫下錳的浸出率達到98%,研究發(fā)現(xiàn)浸出率隨著過氧化氫濃度、硫酸濃度的增大而升高,礦石粒度、攪拌速度對礦石的浸出率的影響較大,而溫度的影響不大。浸出過程中過氧化氫既是還原劑還原浸出MnO2,又是氧化劑氧化礦石中的銀,并通過動力學實驗的研究得出浸出過程的活化能為4.45 kJ/mol,表明浸出過程主要受內(nèi)擴散控制。Nayl[24]等對硫酸溶液中過氧化氫浸出氧化錳礦進行了研究,發(fā)現(xiàn)在40℃下,礦石粒度37~44μm,過氧化氫濃度0.8 mol/L,硫酸濃度 4.0 mol/L,液固比為 5∶1,浸出反應 90 min,錳的浸出率達到92.0%。并對動力學過程進行模擬得出:在20~40℃時,過程受化學反應控制;45~70℃時,受擴散反應控制。
2006年,Hazek[25]等人在鹽酸溶液中以過氧化氫作還原劑對低品位氧化錳礦進行還原浸出實驗,結(jié)果顯示礦石粒度0.075 mm(200目),溫度60~95℃,鹽酸濃度2 mol/L,過氧化氫濃度0.4 mol/L下浸出反應 1 h,錳浸出率達到 97%,鋅浸出率98%,鋁浸出率81%,銅浸出率100%,而鐵的浸出率不足14%。而溫度對于浸出率的影響相對于在硫酸溶液中的要大,這可能是由于在高溫條件下,高濃度的氯離子對高價態(tài)氧化物的還原有促進作用。
張亞輝[26]等研究了在硫酸介質(zhì)中利用苯酚類有機還原劑對大洋錳結(jié)核的浸出過程。結(jié)果顯示酚類是一種十分有效的還原劑,在條件為:每克礦樣含酚類0.25~0.4 g,硫酸0.925 g,室溫20℃下浸出10~20 min,錳的浸出率95%以上,其中銅、鎳、鈷的浸出率也達到95%,而在沒有酚類物質(zhì)的參與下,錳的浸出率不到20%。其反應機理如下:
由于芳香族有機酸單位分子量上具有高的可轉(zhuǎn)移電子,同時又可以通過電化學方法再生,使之能成為良好的有機還原劑。
苯胺[27]的還原性強于苯酚,通過研究對比苯胺、鄰苯二胺、鄰氨基苯甲酸、鄰硝基苯胺等幾種胺類物質(zhì)還原劑的進出效果,錳的進出率達到97%。反應機理:
酚類及芳胺類還原浸出法還可成功地應用于軟錳礦、錳銀礦、鎳紅土礦、氧化稀土礦等陸地難浸氧化礦的處理。該方法浸出工藝條件簡單,浸出礦漿易于固液分離,同時由于物料腐蝕性強,環(huán)境污染嚴重,使其發(fā)展受到了一定的限制。
Momade[28]等人研究了在硫酸介質(zhì)中用甲醇直接還原加納氧化錳礦的浸出過程,其反應機理可以歸納為:MnO2+CH3OH+2H+→Mn2++HCHO+2H2O。
一部分甲醛在氫離子的作用下還原成甲醇,實現(xiàn)了還原劑的循環(huán);另外,甲醛也具有強的還原性,可以進一步還原浸出錳礦,生成甲酸和CO2。
試驗結(jié)果表明:在160℃的高溫下,含硫酸0.3 mol/L的40%(體積比)甲醇溶液與錳礦反應2 h后,錳的浸出率可達98%。同時,在此過程中甲醇濃度對錳礦中鐵的浸出率具有很大的影響,在120℃和0.16 mol/L硫酸的反應條件下,當溶液中的甲醇濃度從零增加到50%(體積比)時,鐵的浸出率則從58%降低到3.5%,而在160℃和0.092 mol/L硫酸和40%(體積比)甲醇的反應條件下,鐵的浸出率僅有0.4%。
Jana[29]等人研究了甲醇在鹽酸介質(zhì)中的浸出過程,指出在浸出過程中,甲醇首先質(zhì)子化,吸附在礦物顆粒表面,使更多的氯離子吸附于礦物顆粒的表面,促進了還原反應的發(fā)生。
葡萄糖、纖維素等碳水化合物具有較強的還原性,而且成本低、無污染,是浸出氧化錳礦理想的還原劑。在酸性介質(zhì)中可以將四價錳還原成二價錳:
C6H12O6+12MnO2+24H+→
6CO2+12Mn2++18H2O
Furlani[30]等人對其反應機理的研究發(fā)現(xiàn),葡萄糖依次氧化成葡萄糖酸、甘油酸、乙醇酸、甲酸。并且對堿性鋅電池中錳的回收也取得很好的效果,在90℃下,硫酸濃度2 mol/L,液固比為10,糖(葡萄糖和乳糖)含量9 g/L浸出3 h,錳的浸出率可達98%以上[31]。Pagnanelli[32]等對比在硝酸和硫酸介質(zhì)中利用葡萄糖浸出氧化錳礦的過程中,得出在硝酸溶液中具有高的錳浸出率和低的鐵浸出率。90℃下,硝酸理論用量和化學計量為80%的葡萄糖,還原浸出23 h,錳的浸出率達到99%,而鐵的浸出率不到0.05%。
蔗糖可以浸出氧化錳礦,結(jié)果顯示在 50~90℃,蔗糖濃度 20 g/L,酸礦比0.98,錳的浸出率94%~95%[33]。Beolchini[34]等人研究了在70℃下硫酸濃度1.52 mol/L,蔗糖濃度10 g/L,浸出反應90 min后,錳的浸出率達到98%。
乳糖是一種還原性糖,其水解產(chǎn)物葡糖糖和半乳糖都具有一定的還原性。Ismail[35]等利用乳糖還原浸出低品位的氧化錳礦,得出90℃下乳糖與錳礦比0.75,酸礦比1.8,浸出2 h,錳的浸出率90.5%。國內(nèi)研究者[36]發(fā)現(xiàn)用加工副產(chǎn)品纖維素作還原劑濕法浸出氧化錳礦制取硫酸錳,具有設(shè)備簡單,錳利用率較高,能耗低,“三廢”排放達標等優(yōu)點,錳的浸出率達到94.7%。
另外,有研究[37-39]報道氨基酸、維生素、硫脲等有機還原劑在酸性條件下對水溶性膠狀MnO2具有良好的還原作用,但是由于成本、物料來源等條件的限制,對于實際礦物的研究還有待繼續(xù)。
生物質(zhì)的主要成分是纖維素,如上節(jié)所說,是氧化錳礦良好的還原劑,其中含有大量的纖維素、半纖維素、脂肪、樹脂和戊多糖等還原性成份,加入濃硫酸后發(fā)生放熱反應,導致纖維素酸解為還原能力很強的纖維二糖、纖維三糖、纖維四糖,戊多糖水解為戊糖,戊糖進一步脫水形成醛糖。這個過程稱為水解糖化過程,硫酸在反應前后其量不變,僅起催化作用。然后還原糖在酸性條件下將四價錳還原成二價可溶性錳。另一方面,體系中的纖維素在濃硫酸的作用下發(fā)生碳化,繼而生成SO2,促進氧化錳礦的浸出。反應機理可概括為:
(C6H10O5)n+12 n H2SO4+12 n MnO2→
12MnSO4+6 n CO2+17 n H2O
Cheng[40]等人利用生物質(zhì)秸稈為還原劑,火法和濕法結(jié)合還原浸出氧化錳礦,結(jié)果表明:500℃下,氧化錳礦與秸稈質(zhì)量比10∶3,焙燒80 m in,然后在50℃、400 r/min、硫酸濃度3 mol/L下,浸出反應40 min,錳的浸出率90.2%。并指出錳的氧化態(tài)變化趨勢為:
MnO2→Mn2O3→Mn3O4→MnO。
Tian[41]利用玉米芯酸浸湖南低品位的氧化錳礦,研究結(jié)果顯示在85℃,錳礦還原劑比10∶3,硫酸濃度1.9 mol/L,浸出反應60 min,有92.8%的錳被浸出。
Hariprasad[42]研究了在硫酸溶液中碎木屑還原浸出氧化錳礦過程,90℃下錳礦木屑比2∶1,硫酸體積比5%,礦漿濃度10%,浸出8 h,錳的浸出率在98%以上。
粟海峰[43]等人研究了甘蔗糖蜜對當?shù)匮趸i礦的浸出過程,結(jié)果顯示在90℃,礦物粒度小于0.147 mm,含甘蔗糖蜜60 g/L、硫酸1.9 mol/L的溶液中反應120 min,可浸出97%的錳,而鐵和鋁的浸出率只有32.4%和21.5%。另外,還利用糖廠制糖副產(chǎn)物糖蜜酒精廢液對氧化錳礦進行還原浸出研究[44],取得了不錯的效果,錳的浸出率可達93%,指出浸出過程是受伴生礦物組成的惰性層的內(nèi)擴散控制,同時解決了廢液難處理的問題[45]。而對蘆丁的浸出過程研究發(fā)現(xiàn):在90℃下蘆丁用量25 g/L,硫酸初始濃度2.4 mol/L,浸出90 min,錳的浸出率達到94%[46]。Lasheen[47]等利用糖蜜在硝酸溶液中對氧化錳礦還原浸出,95℃下糖蜜質(zhì)量分數(shù)20%,硝酸濃度 2.7 mol/L,液固比 12∶1,浸出反應2 h,錳礦的浸出率可達到98%,而鐵的浸出率不超過12.9%,并指出其反應活化能為25.7 kJ/mol[48]。
微生物浸出法機理分直接和間接兩種類型,其中大部分都屬于間接還原,在間接還原機理中,微生物能夠利用MnO2作為其代謝呼吸鏈的最終電子接受體,而不是氧氣,在浸出過程中,主要產(chǎn)生草酸、檸檬酸等還原性有機物。Acharya[49]等人對反應動力學的研究發(fā)現(xiàn),浸出過程是由擴散反應控制。
Lee[50]等利用厭氧型錳還原菌浸出錳結(jié)核,錳的浸出率達80%左右。Mehta[51]利用黑曲霉菌浸出印度洋多金屬錳結(jié)核,在35℃,p H=4.5,礦漿濃度5%下浸出30 d,錳的浸出率達91%,結(jié)果顯示黑曲霉能釋放草酸等有機酸,符合間接浸出反應機理,對浸出渣的分析,得出浸出過程中晶格破裂,從而使金屬元素溶出。
近年來,國內(nèi)對微生物浸出氧化錳礦的研究也取得了一定的進展。杜竹瑋[52]等利用嗜酸異養(yǎng)菌還原浸出廢舊電池粉末中的二氧化錳,錳的浸出率達到93%。辛保平等利用硫氧化菌和黃鐵礦菌浸出電解錳渣中的錳,錳的浸出率分別達到93%和81%。硫氧化菌能產(chǎn)生具有強溶解性的生物硫酸從而具有高的錳浸出率,而黃鐵礦菌浸出過程中Mn2+的酸溶性低,同時Fe2+能促進浸出反應[53]。
電解還原浸出法原理是基于二氧化錳是一種半導體,浸出過程中可用作電極,在電解過程中,四價錳在陰極被還原成二價錳溶出。Elsherief[54]研究了埃及低品位氧化錳礦在硫酸溶液中的電解浸出過程,指出其反應機理為:MnO2→MnOOH→Mn2+。
當有足夠的MnOOH聚集在MnO2時,就產(chǎn)生進一步的還原反應:
MnOOH+H++e-→Mn(OH)2
酸度、反應溫度和電位對錳的浸出率都有較大的影響,其中溫度是主要的影響因素,同時,Fe2+和Mn2+的存在將大大促進反應的進行。70℃,硫酸濃度50 g/L,液固比為 100,電位 0 m V(相對 Hg/HgSO4/K2SO4參比電極)反應45 min,錳的浸出率達到100%,比未施加電位時高出5倍,鐵的浸出率56%。
王成彥[55]等研究了在 HCl-NaCl介質(zhì)中海洋多金屬結(jié)核的電解浸出過程,錳、鈷、銅、鎳的浸出率都達到97%,同時在陽極可以獲得高純度的MnO2。并指出其機理為:
陰極:MnO2+2e-+4H+→Mn2++2H2O
MnO2+2Fe2++4H+→2Fe3++Mn2++2H2O
Fe3++e-→Fe2+
MnO2+4HCl→MnCl2+2H2O+2Cl2
陽極: Mn2++2H2O→MnO2+2e-+4H+
電解過程每噸礦耗電700~900 kW·h,顯示出了良好的經(jīng)濟性。然而,電解還原法設(shè)備要求高、能耗大,在實際工業(yè)應用中有一定的限制。
當前我國正面臨著礦產(chǎn)資源日益貧乏、環(huán)境污染嚴重等問題,在資源開發(fā)方面迫切要求研究和開發(fā)既具有市場競爭力又能保護環(huán)境和生態(tài)平衡、符合可持續(xù)發(fā)展戰(zhàn)略的新技術(shù)和新工藝。氧化錳礦濕法還原工藝過程很多,涉及無機、有機還原劑還原,電解還原,微生物還原以及生物質(zhì)還原等方面。對于實際礦物的研究,應根據(jù)錳礦的種類和性質(zhì),原材料的供應情況,加以綜合考慮選擇最適宜的還原劑和工藝流程。另外,由于錳產(chǎn)業(yè)的快速發(fā)展與擴張,產(chǎn)生大量的尾砂與礦渣嚴重污染礦區(qū)環(huán)境。生產(chǎn)錳質(zhì)肥料培育植物,再利用生物質(zhì)還原工藝對錳礦濕法浸出還原,走低成本、循環(huán)經(jīng)濟發(fā)展道路,能夠提高資源利用率和減少環(huán)境污染。
[1]Naik P K,Sukla L B,Das S C.Aqueous SO2leaching studies on Nishikhal manganese ore through factorial experiment[J].Hydrometallurgy,2000,54(3):217-228.
[2]李同慶.低品位軟錳礦還原工藝技術(shù)與研究進展[J].中國錳業(yè) ,2008,26(2):4-14.
[3]Senanayake G.A mixed surface reaction kinetic model for the reductive leaching of manganese dioxide with acidic sulfur dioxide[J].Hydrometallurgy,2004,73(3):215-224.
[4]劉成軍,蔣文舉,譚欽文,等.軟錳礦漿催化氧化煙氣SO2的動力學初探[J].環(huán)境污染治理技術(shù)與設(shè)備,2005,6(5):25-28.
[5]Acharya R,Ghosh M K,An and S,et al.Leaching of metals from Indian ocean nodules in SO2-H2O-H2SO4-(NH4)2SO4medium[J].Hydrometallurgy,1999,54(3):169-175.
[6]Senanayake G,Shin S M,Senaputra A,et al.Comparative leaching of spent zinc-manganese-carbon batteries using sulfur dioxide in ammoniacal and sulfuric acid solutions[J].Hydrometallurgy,2010,105(1/2):36-41.
[7]Brett W C.Hydrometallurgical processing of manganese containing materials.Australia,WO2004/033738[P].2004-04-22.
[8]Brett W C.Improved hydrometallurgical processing of manganese containing materials.Australia,WO2005/012582[P].2005-02-10.
[9]Kanungo S B.Rate process of the reduction leaching of manganese nodules in dilute HCl in presence of pyrite Part I.Dissolution behavior of iron and sulphur species during leaching[J].Hydrometallurgy,1999,52(3):313-330.
[10]盧宗柳,都安治.兩礦法浸出氧化錳礦的幾個工藝問題[J].中國錳業(yè),2006,24(1):39-42.
[11]Vracar R Z,Cerovic K P.Manganese leaching in the FeS2-MnO2-O2-H2O system at high temperature in an autoclave[J].Hydrometallurgy,2000,55(1):79-92.
[12]華毅超,陳國松,張紅漫,等.工業(yè)硫酸錳濕法還原生產(chǎn)工藝[J].南京工業(yè)大學學報,2004,26(5):50-53.
[13]XIAO Li,FANG Zheng,QIU Guan-zhou,et al.Electro-generative mechanism for simultaneous leaching of pyrite and MnO2in presence of A.ferrooxidans[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China,2007,17:1373-1378.
[14]劉建輝.閃鋅礦-軟錳礦濕法浸出制備MnO2、ZnO[J].廣東化工 ,2010,37(4) :70-71.
[15]Sevim F,Demir D.Investigation of reduction kinetics of Cr2O72-in FeSO4solution[J].Chemical Engineering Journal,2008,143:161-166.
[16]Vu A,Jandova J,Lisa K,et al.Leaching of manganese deep ocean nodules in FeSO4-H2SO4-H2O solutions[J].Hydrometallurgy,2005,77(2):147-153.
[17]王德全,宋慶雙,彭瑞東.用硫酸亞鐵浸出同時沉淀鐵礬法處理低品位錳礦[J].東北大學學報(自然科學版),1998,19(2):168-170.
[18]張東方,田學達,歐陽國強,等.銀錳礦中錳礦物的鐵屑還原浸出工藝研究[J].中國錳業(yè),2007,25(1):24-26.
[19]Bafghi M S,Zakeri A,Ghasemi Z,et al.Reductive dissolution of manganese ore in sulfuric acid in thepresence of iron metal[J].Hydrometallurgy,2007,90(4):207-212.
[20]Banerjee D,Nesbitt H W.XPS study of reductive dissolution of birnessite by oxalate:Rates and mechanistic aspects of dissolution and redox processes[J].Gocehimica et Cosmochimica Acta,1999,63(19):3025-3038.
[21]Sahoo R N,Naik P K,Das S C.Leaching of manganese from lowgrade manganese ore using oxalic acid as reductant in sulphuric acid solution[J].Hydrometallurgy,2001,62(3):157-163.
[22]Jiang Tao,Yang Yong-bin,Huang Zhu-cheng,et al.Simultaneous leaching of manganese and silver from manganese-silver ores at room temperature[J].Hydrometallurgy,2003,69(3):177-186.
[23]Jiang Tao,Yang Yong-bin,Huang Zhu-cheng,et al.Leaching kinetics of pyrolusite from manganese-silver ores in the presence of hydrogen peroxide[J].Hydrometallurgy,2004,72(2):129-138.
[24]Nayl A A,Ismail I M,Aly H F.Recovery of pure MnSO4·H2O by reductive leaching of manganese from pyrolusite ore by sulfuric acid and hydrogen peroxide[J].International Journal of Mineral Processing,2011(3):1-8.
[25]Hazek Mn,Lasheen T A,Helal A S.Reductive leaching of manganese from low grade Sinai ore in HCl using H2O2as reductant[J].Hydrometallurgy,2006,84(4):187-191.
[26]Zhang Ya-hui,Liu Qi,Sun Chuan-yao.Sulfuric acid leaching of ocean manganese nodules using phenols as reducing agents[J].Minerals Engineering,2001,14(5):525-537.
[27]Zhang Ya-hui,Liu Qi,Sun Chuan-yao.Sulfuric acid leaching of ocean manganese nodules using aromatic amines as reducing agents[J].Minerals Engineering,2001,14(5):539-542.
[28]Momade F W Y,Momade Z G.Reductive leaching of manganese oxide ore in aqueous methanol-sulphuric acid medium[J].Hydrometallurgy,1999,51(1):103-113.
[29]Jana R K,Singh D D N,Roy S K,Alcohol modified hydrochloric acid leaching of sea nodules[J].Hydrometallurgy,1995,38(3):289-298.
[30]Furlani G,Pagnanelli F,Toro L.Reductive acid leaching of manganese dioxide with glucose:Identification of oxidation derivatives of glucose[J].Hydrometallurgy,2006,81(4):234-240.
[31]Furlani G,Moscardini E,Pagnanelli F,et al.Recovery of manganese from zinc alkaline batteries by reductive acid leaching using carbohydrates as reductant[J].Hydrometallurgy,2009,99(2):115-118.
[32]Pagnanelli F,Furlani G,Valentini P,et al.Leaching of low-grade manganese ores by using nitric acid and glucose:optimization of the operating conditions[J].Hydrometallurgy,2004,75(3):157-167.
[33]Zhang Wen-sheng,Cheng Chu-yong.Manganese metallurgy review.Part I:Leaching of ores/secondary materials and recovery of electrolytic/chemical manganese dioxide[J].Hydrometallurgy,2007,89(3):137-159.
[34]Beolchini F,Papini M P,Toro L,et al.Acid leaching of manganiferous ores by sucrose:kinetic modelling and related statistical analysis[J].Minerals Engineering,2001,14(2):175-184.
[35]Ismail A A,Ali E A,Ibrahim I A,et al.Acomparative study on acid leaching of low grade manganese ore using some industrial wastes as reductants[J].Canadian Journal of Chemical Engineering,2004,82(6):1296-1300.
[36]張小云,田學達.纖維素還原低含量軟錳礦制備硫酸錳[J].精細化工,2006,23(2):195-197.
[37]Akram M,Altaf M,Kabir-ud-Din,et al.Kinetics and mechanism of the reduction of colloidal MnO2by glycyl-leucine in the absence and presence of surfactants[J].Journal of Saudi Chemical Society,2011(4):1-9.
[38]Khan Z,Kumar P,Kabir-ud-Din.Kinetics of the reduction of water-soluble colloidal MnO2by ascorbic acid[J].Journal of Colloid and Interface Science,2005,290:184-189.
[39]Khan S A,Kumar P,Saleem K,et al.A kinetic study of water-soluble colloidal MnO2formed by the reduction of permanganate by thiourea[J].Colloids and Surfaces A:Physicochem.Eng.Aspects,2007,302:102-106.
[40]CHENG Zhuo,ZHU Guo-cai,ZHAO Yu-na.Study in reductionroast leaching manganese from low-grade manganese dioxide ores using cornstalk as reductant[J].Hydrometallurgy,2009,96(2):176-179.
[41]TIAN Xi-ke,WEN Xiao-xia,YANG Chao,et al.Reductive leaching of manganese from low-grade manganese dioxide ores using corncob as reductant in sulfuric acid solution[J].Hydrometallurgy,2010,100(4):157-160.
[42]Hariprasad D,Dash B,Ghosh M K,et al.Leaching of manganese ores using saw dust as a reductant[J].Minerals Engineering,2007,20(14):1293-1295.
[43]SU Hai-feng,Wen Yan-xuan,Wang Fan,et al.Reductive leaching of manganese from low-grade manganese ore in H2SO4using cane molasses as reductant[J].Hydrometallurgy,2008,93:136-139.
[44]SU Hai-feng,L IU Huai-kun,WANG Fan,et al.Leaching of pyrolusite using molasses alcohol wastewater as a reductant[J].Minerals Engineering,2009,22:207-209.
[45]SU Hai-feng,L IU Huai-kun,WANG Fan,et al.Kinetics of Reductive Leaching of Low-grade Pyrolusite with Molasses Alcohol Wastewater in H2SO4[J].Chinese Journal of Chemical Engineering,2010,18(5):730-735.
[46]崔嵬,粟海峰.蘆丁還原浸出低品位軟錳礦的反應過程研究[C].南寧:廣西大學,2010:1-53.
[47]Lasheen T A,El-Hazek Mn,Helal A S,et al.Recovery of manganese using molasses as reductant in nitric acid solution[J].International Journal of Mineral Processing,2009,92:109-114.
[48]Lasheen T A,El-Hazek Mn,Helal A S.Kinetics of reductive leaching of manganese oxide ore with molasses in nitric acid solution[J].Hydrometallurgy,2009,98:314-317.
[49]Acharya C,Kar R N,Sukla L B.Studies on reaction mechanism of bioleaching of manganese ore[J].Minerals Engineering,2003,16(10):1027-1030.
[50]LEE E Y,NOH S R,CHO K S,et al.Leaching of Mn,Co,and Ni from manganese nodules using an anaerobic bioleaching method[J].Journal of Bioscience and Bioengineering,2001,92(4):354-359.
[51]Mehta K D,Das B,Pandey B D.Leaching of copper,nickel and cobalt from Indian Ocean manganese nodules by Aspergillus niger[J].Hydrometallurgy,2010,105(1):89-95.
[52]杜竹瑋,李浩然.微生物還原浸出法回收廢舊電池粉末中的金屬錳[J].環(huán)境污染治理技術(shù)與設(shè)備,2005,6(9):62-64.
[53]XIN Bao-ping,CHEN Bing,DUAN Ning,et al.Extraction of manganese from electrolytic manganese residue by bioleaching[J].Bioresource Technology,2011,102(2):1 683-1 687.
[54]Elsherief A E.A study of the electroleaching of manganese ore[J].Hydrometallurgy,2000,55(3):311-326.
[55]WANG Cheng-yan,Q IU Ding-fan,YIN Fei,et al.Slurry electrolysis of ocean polymetallic nodule[J].Transaction of Nonferrous Metals Society of China,2010,20:60-64.