CN102251105A - 低品位锰矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种选矿方法,特别涉及所有低度锰矿提高锰矿品位的选矿方法。低品位锰矿选矿方法,包括磨矿,药物浸矿、物理选矿,其特征在于:将原矿通过磨矿工序使矿料粒度≤3mm;将粒度≤3mm的矿料入浸矿池分次先后加入HCl和NaOH进行充分浸泡作用后,将经过药液浸过的矿料通过磁选,分离出锰精矿。优点在于:使低品位锰矿选矿的回收率提高58%-82%,同时使锰矿品位提高8-25个品位,经济效益显著。
Description
背景技术
本发明涉及一种选矿方法,特别涉及所有低度锰矿提高锰矿品位的选矿方法。
技术领域
锰矿是铁合金厂及钢厂的主要原料之一,目前,工业用锰矿品位在30-35度左右,面我国尤其西南部地区的锰矿资源大都品位低且有害杂质元素含量高,无法直接使用。如何使低品位锰矿的有害元素尤其是二氧化硅去掉,使低品位锰矿品位提高,符合工业生产使用,缓解国内工业用锰矿资源紧缺压力,是我国目前面临的较大资源难题,本选矿方法的应用可有效缓解此问题。
低品位锰矿的物选过程主要是锰矿与二氧化硅等杂质矿物的分离过程。目前,低品位锰矿在全国乃至全球在适用于工业生产上提锰脱二氧化硅工艺上还是空白,这就造成了资源的巨大浪费和环保的巨大压力,我国低品位的锰矿只能用于配用于高价进口的国外精矿使用,价值体现不大,而国内目前在提高低品位锰矿工艺上只是在选矿过程中再进行磁选,只能将品位提高五个百分点左右,效果不明显。为解决上述问题,我公司科研人员经过两年的科研探索,针对低品位锰矿含二氧化硅高、杂质多、易破碎等特点,经过几十次反复试验,研究出一种适用于工业化生产的使低品位锰矿脱二氧化硅去杂质,使低品位锰矿达到杂质少,纯度高,优于一般天然富矿元素指标的人造富矿新工艺技术流程。将原矿磨细至粒度≤3mm,经过药剂浸洗,再经过磁力精选,从而将10度左右的低品位锰矿提选为30度左右的精矿,使矿品达到工业使用指标,本技术的应用将大大缓解了国内市场上的锰矿需求压力。
发明内容
本发明的目的是为了使低品位锰矿得到综合回收利用,缓解国内有限资源紧缺的压力,使其变废为宝,创造出一条值得探索的新思路。
本发明的方法是通过以下技术方案实现的。
低品位锰矿选矿方法,包括磨矿,药物浸矿、物理选矿,其特征在于:A、将原矿通过磨矿工序使矿料粒度≤3mm;B、将粒度≤3mm的矿料入浸矿池首先加入重量百分比为矿料重量的、浓度为30%的HCl 1%-5%,浸矿时间为5-24小时,并放出浸矿水至酸性蓄水池;C、在B步骤后再加入工业用NaOH,加入的重量百分比为矿料重量的0.1%-0.3%,浸矿时间不小于30分钟,并放出浸矿水至碱性蓄水池。D、将经过药液浸过的矿料通过磁选,分离出锰精矿。
所述的HCl的最佳用量1.5-3%。
所述的NaOH的最佳用量0.15-0.25%
所述的收集通过浸矿后的药液,调整其药液浓度进行重复使用。
所述的HCl或NaOH是通过加入到浸矿水加入到浸矿池中。
所述的≤3mm粒度矿粒进入浸池,而>3mm粒度的矿料返回球磨重新进行磨料。
本发明的原理:本技术提高锰矿品位降低杂质含量的其原理是利用HCL的对矿料中的非金属杂质有软化和部分去除作用,通过实验取得经验数据为每吨加入10kg~50kg(浓度30%)提高锰矿和其它杂质的分离度,通过磁选将低品位的锰矿品位提升至理想的工业品位锰精矿。
在工艺流程中加入NaOH,可有效的提高锰精矿的产品质量,和消除危害环境的隐患。
本发明的优点在于:使低品位锰矿选矿的回收率提高58%-82%,同时使锰矿品位提高8-25个品位,经济效益显著。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
本图是本发明工艺流程示意图,其简单说明如下:将料场中心的原矿经破碎机破碎后进入球磨机进行球磨,将球磨后的矿料进行粒度分级将≤3mm粒度的矿料投进浸矿池分次进行药剂浸泡。将>3mm粒度的矿料重新返回球磨机磨至≤3mm粒度而进入下一个工序。
在浸矿过程中,浸矿药剂池中的药剂可通过循环管路进入药剂循环调整池中进行调正重新利用。
浸泡10~30小时后(时间视自然温度,物料量因素而定)的矿料进行磁选。
最后得到我们所需的锰精矿,以及尾矿可以进入其它利用渠道加以利用。
具体实施方式
下面结合实施例对本技术的方法作进一步说明。
实例1
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比3%的HCL,HCL的浓度30%。
我们在本次实验中心处理原矿20吨,HCL总加入量按2%加600kg,进入浸包池浸泡12小时后,加入NaoH按2‰加4kg处理8小时后,冲洗进入磁选,通过第一道8000高斯,第二道10000高斯,第三道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果。
(实验矿样取自广西某矿点)实验结果如下:
原素名称 | 原矿化验数据 | 原素名称 | 提精矿化验数据 |
Mn | 19.6 | Mn | 33.10 |
Fe | 7.0 | Fe | 7.5 |
SiO2 | 40.00 | SiO2 | 23.30 |
P | 0.036 | P | 0.033 |
CaO | 3.8 | CaO | 3.76 |
MgO | 1.10 | MgO | 1.16 |
化验日期 | 2010.03.06 | 化验日期 | 2010.03.09 |
实例2
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比2%的HCL,HCL的浓度30%。
我们在本次实验中心处理原矿50kg,HCL总加入量按2%加1.5kg,进入浸包池浸泡12小时后,加入NaoH按2‰加0.5kg处理8小时后,冲洗进入磁选,通过第一道8000高斯,第二道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果。
(实验矿样取自广西某矿点)实验结果如下:
原素名称 | 原矿化验数据 | 原素名称 | 提精矿化验数据 |
Mn | 21.10 | Mn | 30.30 |
Fe | 5.10 | Fe | 4.8 |
SiO2 | 36.50 | SiO2 | 26.60 |
P | 0.029 | P | 0.030 |
CaO | 4.11 | CaO | 4.00 |
MgO | 1.00 | MgO | 0.86 |
化验日期 | 2010.03.20 | 化验日期 | 2010.03.25 |
实例3
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比2%的HCL,HCL的浓度30%。
我们在本次实验中心处理原矿100kg,HCL总加入量按4%加4kg,进入浸包池浸泡12小时后,加入NaoH按4‰加0.4kg处理8小时后,冲洗进入磁选,通过第一道8000高斯,第二道10000高斯,第三道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果。
(实验矿样取自广西某矿点)实验结果如下:
原素名称 | 原矿化验数据 | 原素名称 | 提精矿化验数据 |
Mn | 22.10 | Mn | 32.20 |
Fe | 3.10 | Fe | 3.50 |
SiO2 | 36.70 | SiO2 | 28.40 |
P | 0.028 | P | 0.031 |
CaO | 3.48 | CaO | 3.36 |
MgO | 0.97 | MgO | 1.01 |
化验日期 | 2010.04.02 | 化验日期 | 2010.04.06 |
实例4
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比2%的HCL,HCL的浓度30%。
我们在本次实验中心处理原矿200kg,HCL总加入量按2%加4kg,进入浸包池浸泡12小时后,加入NaoH按2‰加0.4kg处理8小时后,冲洗进入磁选,通过第一道8000高斯,第二道10000高斯,第三道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果。
(实验矿样取自广西某矿点)实验结果如下:
原素名称 | 原矿化验数据 | 原素名称 | 提精矿化验数据 |
Mn | 12.30 | Mn | 26.60 |
Fe | 7.60 | Fe | 7.10 |
SiO2 | 37.10 | SiO2 | 25.40 |
P | 0.041 | P | 0.040 |
CaO | 4.65 | CaO | 4.22 |
MgO | 1.16 | MgO | 1.03 |
化验日期 | 2010.04.20 | 化验日期 | 2010.04.26 |
实例5
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比3%的HCL,HCL的浓度30%。
我们在本次实验中心处理原矿200kg,HCL总加入量按2%加4kg,进入浸包池浸泡12小时后,加入NaoH按2‰加0.4kg处理8小时后,冲洗进入磁选,通过第一道8000高斯,第二道10000高斯,第三道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果。
(实验矿样取自广西某矿点)实验结果如下:
原素名称 | 原矿化验数据 | 原素名称 | 提精矿化验数据 |
Mn | 10.46 | Mn | 29.10 |
Fe | 8.00 | Fe | 8.00 |
SiO2 | 39.20 | SiO2 | 28.20 |
P | 0.031 | P | 0.031 |
CaO | 4.50 | CaO | 4.50 |
MgO | 1.00 | MgO | 1.00 |
化验日期 | 2010.05.01 | 化验日期 | 2010.05.04 |
探索性实验实例:
流程为,将原矿磨为粒度≤3mm的矿料,慢加入占物粒重量百分比3%的HCL,HCL的浓度30%。
进入浸包池浸泡12小时后,冲洗进入磁选,通过第一道10000高斯,第二道12000高斯,第三道13000高斯磁选后得到的锰精矿化验结果如下表:
重量(kg) | 产率% | Mn品位% | Mn回收率% | |
原矿 | 11.1 | 100.00 | 10.64 | 100.00 |
精矿-1 | 1.95 | 17.57 | 29.44 | 48.63 |
精矿-2 | 1.16 | 10.45 | 21.21 | 28.8 |
尾矿重选 | 7.99 | 71.98 | 4.45 | 30.53 |
Claims (6)
1.低品位锰矿选矿方法,包括磨矿,药物浸矿、物理选矿,其特征在于:
A、将原矿通过磨矿工序使矿料粒度≤3mm;
B、将粒度≤3mm的矿料入浸矿池首先加入重量百分比为矿料重量的、浓度为30%的HCl 1%-5%浸矿时间为5-24小时,并放出浸矿水至酸性蓄水池;
C、在B步骤后再加入工业用NaOH,加入的重量百分比为矿料重量的0.1%-0.3%,浸矿时间不小于30分钟,并放出浸矿水至碱性蓄水池。
D、将经过药液浸过的矿料通过磁选,分离出锰精矿。
2.根据权利要求1所述的低品位锰矿的选矿方法,其特征在于:所述的HCl的最佳用量1.5-3%。
3.根据权利要求1所述的低品位锰矿的选矿方法,其特征在于:所述的NaOH的最佳用量0.15-0.25%
4.根据权利要求1所述的低品位锰矿的选矿方法,其特征在于:所述的收集通过浸矿后的药液,调整其药液浓度进行重复使用。
5.根据权利要求1所述的低品位锰矿的选矿方法,其特征在于:所述的HCl或NaOH是通过加入到浸矿水加入到浸矿池中。
6.根据权利要求1所述的低品位锰矿的选矿方法,其特在于:所述的≤3mm粒度矿粒进入浸池,而>3mm粒度的矿料返回球磨重新进行磨料。
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