一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法技术

一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法，按以下步骤进行：(1)将难选低品位高铁锰连生矿一段磨矿制成一段矿粉；(2)进行强磁选获得铁锰预富集矿；(3)脱水后与还原气体混合进行还原，获得焙砂进行一段弱磁选；(4)一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿，进行二段弱磁选；(5)一段锰精矿和二段锰精矿混合用酸液浸出，加水继续浸出，获得锰浸出液和锰浸出渣；(6)将二段粗铁精矿用酸液浸出，加水继续浸出，获得铁浸出液和铁浸出渣；(7)铁浸出渣水洗过滤获得合格铁精矿；(8)锰浸出液和铁浸出液混合，用于电解生产电解锰。本发明专利技术方法简单，处理能力大，能耗低，浸出率高，产品纯度高，各步骤易于控制，节能环保。节能环保。节能环保。

【技术实现步骤摘要】
一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法


[0001]本专利技术属于矿物加工
，特别涉及一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法。
技术背景
[0002]锰矿资源都伴生有大量的铁矿物质，而且伴生矿中还有很大一部分为铁锰连生矿，如果能将铁锰矿中的铁锰高效分离开，实现铁锰矿物的综合利用，对于铁、锰资源具有重要的意义。
[0003]专利CN 201510844742.7涉及一种低品位高铁锰矿还原焙烧工艺，提出直接将低品位高铁锰矿作为矿源，利用回转窑还原作为制备硫酸锰、电解二氧化锰、电解锰的原料，并通过浸出滤渣磁选，回收所含的铁，该专利能够实现锰、铁资源的综合利用，但回转窑处理能力低，还原效果差，能耗高。专利CN 107523685 A一种含铁锰矿的悬浮焙烧综合利用系统及方法，适合处理伴生矿、共生矿，而对于铁锰共生矿中的连生矿分离效果差，锰中含铁量高，铁中锰含量高，锰铁回收率都低的弊端。因此急需开发一种难选低品位高铁锰矿铁锰分离选矿方法，来提高铁锰连生矿分离时铁精矿品位及其回收率、锰精矿品位及其回收率。

技术实现思路

[0004]针对现有高铁锰矿铁锰分离存在上述的问题，本专利技术提供一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离方法，通过原矿一段磨矿、强磁选、悬浮磁化焙烧、一段弱磁选、二段磨矿、二段弱磁选、铁粗精矿浸出、锰精矿浸出实现了铁锰高品位高回收率分离。
[0005]本专利技术的方法按以下步骤进行：
[0006](1)将难选低品位高铁锰连生矿进行一段磨矿，制成一段矿粉；一段矿粉粒度≤80目，并且粒度≤100目的部分占总质量的80～90％；
[0007](2)将一段矿粉进行强磁选，获得铁锰预富集矿和强磁尾矿；强磁选的磁场强度为7500～9000Oe；
[0008](3)将铁锰预富集矿进行脱水，至水的质量百分比<10％，获得脱水矿粉；将脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，其中还原温度为550～700℃，还原时间为10～30min，还原完成后获得焙砂；将焙砂进行一段弱磁选，一段弱磁选的磁场强度为2000～2300Oe，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选精矿作为一段粗铁精矿，一段弱磁尾矿作为一段锰精矿；
[0009](4)将一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿，制成二段矿粉；二段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的99％以上，并且粒度≤400目的部分占总质量的60％以上；将二段矿粉进行二段弱磁选，二段弱磁选的磁场强度为1300～1500Oe，获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿；二段弱磁选精矿作为二段粗铁精矿，二段弱磁尾矿作为二段锰精矿；
[0010](5)将一段锰精矿和二段锰精矿混合后，用酸液进行浸出，然后加水继续浸出，获得锰浸出液和锰浸出渣；其中全部浸出时间为1～2小时，浸出完成后浸出液的pH值为1～2，
酸液与全部锰精矿的质量比为1～1.5；锰浸出液中锰的浸出率>92％；
[0011](6)将二段粗铁精矿用酸液进行浸出，将锰从粗铁精矿中脱除，然后加水继续浸出，获得铁浸出液和铁浸出渣；其中全部浸出时间为1～2小时，浸出完成后浸出液的pH值为1～3，酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.4～0.8；铁浸出渣铁品位为61～63％，锰的质量含量<1.8％；铁浸出液中铁的浸出率<10％；
[0012](7)将铁浸出渣作为铁精矿，将铁精矿水洗至洗液为中性，过滤获得合格铁精矿；
[0013](8)将锰浸出液和铁浸出液混合，用于电解锰工序进行除杂电解生产电解锰。
[0014]上述的步骤(1)中，难选低品位高铁锰连生矿按质量百分比含TFe 30～34％，MnO 14～16％，SiO
2 13～14％。
[0015]上述的步骤(1)中，一段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的40～60％，粒度≤500的部分占总质量<30％。
[0016]上述的步骤(2)中，铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 35～37％，MnO 16～17％。
[0017]上述的步骤(2)中，铁锰预富集矿铁和锰的回收率均≥80％。
[0018]上述的步骤(3)中，还原气体为一氧化碳和氢气的混合物，其中一氧化碳与氢气的体积比为(2～3):1。
[0019]上述的步骤(3)中，一段粗铁精矿的铁品位为52～54％；一段锰精矿的锰品位为41～43％。
[0020]上述的步骤(3)中，脱水为压滤脱水。
[0021]上述的步骤(4)中，二段粗铁精矿的铁品位为57～59％，金属锰的质量含量<6％；二段锰精矿的锰品位为51～53％。
[0022]上述的步骤(4)中，酸液为质量浓度98％的硫酸溶液。
[0023]上述的步骤(7)中，水洗产生的含酸水洗液，返回步骤(5)中用于加水浸出。
[0024]上述的步骤(7)中，合格铁精矿的铁品位为61～63％，全流程Fe的回收率大于65％。
[0025]上述方法中，总锰精矿品位大于43％，全流程锰回收率大于75％。
[0026]上述方法中，合格铁精矿达到国家炼铁标准。
[0027]上述方法中，锰浸出液和铁浸出液混合后符合电解锰要求。
[0028]本专利技术采用难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法，相比常规的铁锰分离手段能提高铁锰分离效果，悬浮磁化还原耗热低，处理量高，效率高，还原后的焙砂经过上述其他手段后可使难选的连生铁锰矿达到很好的解离分离，采用了原矿预富集抛掉尾矿后可大大降低锰酸浸时产生了大量的浸渣，同时原矿预富后进入悬浮磁化焙烧炉，可减少悬浮磁化焙烧炉热耗，提高悬浮磁化焙烧炉的整体利用率。采用了一段弱磁选、二段磨矿、二段弱磁选、粗铁精矿浸出工序可大大降低铁精矿中的锰含量，提高全铁品位，同时也大大提高锰的回收率。
[0029]本专利技术方法简单，处理能力大，能耗低，浸出率高，产品纯度高，各步骤易于控制，节能环保。
附图说明
[0030]图1为本专利技术实施例中的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法流程示意
图。
具体实施方式
[0031]本专利技术实施例中采用的悬浮磁化焙烧炉为专利CN200720014578.8记载的悬浮磁化焙烧炉。
[0032]本专利技术实施例中的脱磁采用脱磁器。
[0033]本专利技术实施例中采用的难选低品位高铁锰连生矿的粒径为20～30mm。
[0034]本专利技术实施例中磨矿采用的球磨机。
[0035]本专利技术实施例中锰浸出液和铁浸出液中锰的浸出率≥92％。
[0036]本专利技术实施例中总锰精矿品位大于43％，全流程锰回收率大于75％。
[0037]本专利技术实施例中合格铁精矿达到国家炼铁标准。
[0038]本专利技术实施例中锰浸出液和铁浸出液混合后符合电解锰要求。
[0039]本专利技术实施例中难选低品位高铁锰连生矿按质量百分比含TFe 30～34％，MnO 本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法，其特征在于按以下步骤进行：(1)将难选低品位高铁锰连生矿进行一段磨矿，制成一段矿粉；一段矿粉粒度≤80目，并且粒度≤100目的部分占总质量的80～90％；(2)将一段矿粉进行强磁选，获得铁锰预富集矿和强磁尾矿；强磁选的磁场强度为7500～9000Oe；(3)将铁锰预富集矿进行脱水，至水的质量百分比<10％，获得脱水矿粉；将脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，其中还原温度为550～700℃，还原时间为10～30min，还原完成后获得焙砂；将焙砂进行一段弱磁选，一段弱磁选的磁场强度为2000～2300Oe，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选精矿作为一段粗铁精矿，一段弱磁尾矿作为一段锰精矿；(4)将一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿，制成二段矿粉；二段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的99％以上，并且粒度≤400目的部分占总质量的60％以上；将二段矿粉进行二段弱磁选，二段弱磁选的磁场强度为1300～1500Oe，获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿；二段弱磁选精矿作为二段粗铁精矿，二段弱磁尾矿作为二段锰精矿；(5)将一段锰精矿和二段锰精矿混合后，用酸液进行浸出，然后加水继续浸出，获得锰浸出液和锰浸出渣；其中全部浸出时间为1～2小时，浸出完成后浸出液的pH值为1～2，酸液与全部锰精矿的质量比为1～1.5；锰浸出液中锰的浸出率>92％；(6)将二段粗铁精矿用酸液进行浸出，将锰从粗铁精矿中脱除，然后加水继续浸出，获得铁浸出液和铁浸出渣；其中全部浸出时间为1～2小时，浸出完成后浸出液的pH值为1～3，酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.4～0.8；铁浸出渣铁品位为61～63％，锰的质量含量<1.8％；铁浸出液中铁的浸出率<10％；(7)将铁浸...

【专利技术属性】
技术研发人员：马平，王新军，徐立波，邹成，周宇江，
申请(专利权)人：沈阳鑫博工业技术股份有限公司，
类型：发明
国别省市：