CN104941795B

CN104941795B - 一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法

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Publication number: CN104941795B
Application number: CN201510413971.3A
Authority: CN
Inventors: 马凤祥
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2015-07-15
Filing date: 2015-07-15
Publication date: 2017-03-15
Anticipated expiration: 2035-07-15
Also published as: CN104941795A

Abstract

本发明提供了一种低贫锰矿的选矿方法，具体针对锰含量低于6.5%的低硫、低磷、低砷、低铁、高硅的锰矿，矿石中锰矿物含量低于11%，锰矿物主要为由结晶程度较差的硬锰矿、少量软锰矿，其它金属氧化物主要为褐铁矿，脉石矿物主要为石英和含锰高岭土，硬锰矿的嵌布粒度较微细，主要粒度范围在0.005~0.16mm之间，软锰矿的嵌布粒度对分选相对有利，主要粒度范围在0.005~0.16mm的低贫锰矿，使用全量进入高梯度磁选机，采用一粗一扫选别，粗选采用1.0T的选别磁场强度参数，扫选采用1.2T的选别磁场强度参数，一次可产出锰精矿产品，抛出尾矿，完成低贫锰矿选别，工艺简单、有效，当原矿锰品位6.16%～6.63%时，锰精矿产率大于14.01%，品位大于23.22%，回收率大于51.65%，提高选别指标。

Description

一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法

技术领域

本发明公开了一种高硅伴生褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，特别涉及杂质含量高的石英和含锰高岭土矿伴生褐铁矿的锰矿资源的磁选加工，属于矿物加工领域范畴。

背景技术

锰以各种化合物形式广泛分布于自然界中。自从1770年被人从含水软锰矿中发现以来，人们用各种方法生产金属锰，锰合金，及锰的化合物，广泛用于工农业及军事等方面，锰矿物是钢铁工业中必不可少的重要原料，我国是锰资源贫乏的国家，锰资源的自给量严重不足，因此，低贫锰资源的综合回收利用在国民经济建设中，其意义就显得十分重要。

我国锰矿石的类型以碳酸锰矿为主，约占总储量的73％。这类矿石的品位很低，一般Mn品位在20％以下，多属海相沉积型及沉积变质型锰矿床，保有储量39363.6万t，主要是分布于云南、四川、湖南、湖北、广西等省(区)。其中，高磷锰矿储量为23858.1万t占60.61％。一直以来，碳酸锰矿的的富集、降磷研究工作得到人们的关注。

用湿法冶金的方法从含锰原料中提出锰，十九世纪末就有人研究过，距今已有近百年的历史，在此期间，随着料学技术的进步，生产设备的不断更新，各种处理锰矿石的传统工艺已得到很大程度的改进，但也随着对锰矿的开采，使得富矿资源日益贫泛，如何采用化学冶金方法处理贫锰矿或进行粗富集加工，综合利用锰矿资料，这是一个很吸引人的研究方法，特别是就我国的实际情部而言，富锰矿仅占总储量的小部分，约为9.6％，大部分为贫锰矿，综合利用低贫锰矿资源的研究课题则越来越显重要了。

目前，对于处理低品位锰矿的方法，一般都是使用化学方法，应用化学试剂处理贫锰矿石提取锰的方法有很多，主要是选择适当的化学试剂使矿石中的锰转变为可溶性的形态进入溶液，与脉石矿物分离，然后净化溶液除去与锰一起溶解的杂质Fe、Al、Si、P、Cu、Co、Ni等，最后用电沉积、沉淀或结晶等方法制取所需的锰产品，如电解锰、氧化锰和各种锰盐。处理贫锰矿石的化学方法可以按照浸出过程中所形成的可溶性锰盐进行分类，如硫酸盐法、硝酸盐法、氯化盐法、氨基四酸盐法等，其中每一类方法可按照所用试的不同进一步加以区分。比如硫酸盐法、氨基甲酸盐法、氯盐法、硫酸亚铁－硫酸还原浸出去法、硫酸化焙烧法等等，然而以上方法都存在操作复杂，步骤繁琐，成本高等缺陷，而且目前对于锰含量低于7％的低品位低贫锰矿，如锰矿物主要以硬锰矿形式存在的低粒级低贫锰矿的选矿方法更是稀缺，对于低品位、低含量的锰矿的选矿在成本上也存在较大难题。目前，采用常规的重选、弱磁选、浮选等选矿方法匀不能获得较好的生产、经营效果，达到资源综合回收利用的目的。

锰属于铁族元素，含量约占地壳的0.1％，物理化学性质与铁相近。锰矿石按矿物的自然类型和所含伴生元素分为碳酸锰矿石、氧化锰矿石、混合型矿石及多金属矿石。锰矿石的类型虽然比较多，但基本选矿方法与弱磁性铁矿石的选矿方法相近，其特点是选矿方法多，且多联合使用，而联合流程中的每一个作业几乎都生产出合格精矿。锰矿选矿的另一个特点是分粒级进行重选、磁选、浮选等，从而可以获得各种粒级的商品精矿。除特殊矿种或嵌布粒度比较细而又需要分离某些伴生元素时，才连续磨细至某种粒级。但在细磨前，也应尽量的在粗级别的情况下丢弃部分脉石或选出部分精矿，减少生产成本，提高选别指标。

锰矿具有硬度较低、性脆等特点，导致其开采、运输和破碎过程中易泥化。因此在锰矿的选矿流程中基本上都有筛分脱泥作业。对某些富氧化矿石，通过该作业即可获得高品位的最终精矿。有一些矿石脱泥后供下一作业选矿，不仅能提高入选矿石品位，更重要的是能显著改善各作业的选别条件。根据锰矿类型的不同，其选矿方法有所差别。

对于这种高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，该矿采用通常采用淘洗、重选和永磁磁选选别效果较差，生产表明：该矿常规选别方法处理，其锰精矿品位仅18-20％左右，回收率30％左右，往往生产经营效益不佳。

发明内容

针对高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，本发明所提供的选矿方法能有效提高锰精矿品位，同时兼顾选矿产率和回收率，达到资源综合回收利用的目的，取得了对低贫锰矿选矿较理想效果。针对一种低贫锰矿，具体为：锰含量低于6.5％的低硫、低磷、低砷、低铁、高硅的锰矿，矿石中锰矿物含量低于11％，锰矿物主要为由结晶程度较细，粗、细不匀的硬锰矿、少量软锰矿组成，其它金属氧化物主要为褐铁矿，脉石矿物主要为石英和含锰高岭土。

硬锰矿的嵌布粒度较微细，主要粒度范围在0.005～0.16mm之间，软锰矿的嵌布粒度对分选相对有利，主要(大于70％)粒度范围在0.005～0.16mm的低贫锰矿的选矿方法：

一种高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿选矿方法，包含以下工艺步骤：

(1)高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，锰含量为6.16％～6.63％，矿石中锰矿物含量低于11％，结晶粒度较细，粒度范围在0.005～0.16mm的矿粒含量大于70％；

(2)将矿物进行搅拌，搅拌转速范围为：500～1992r/min；搅拌时间范围为30～90min；

(3)将矿物进行全粒级高梯度强磁选，粗选磁场强度为0.8T～1.2T，获得磁精矿后继续对粗选后的原矿扫选，扫选磁场强度为1.0T或1.2T；所述磁选过程中均选用1号磁介质，所述1号磁介质材料为非剩磁不锈钢，环形磁介质分上下两层配置，上层磁介质直径2mm，下层磁介质直径1mm，磁介质间距上层3mm，下层2mm；经粗选和扫选后两次共获得的综合锰精矿产率大于14.01％，品位大于23.22％，回收率大于51.65％。

进一步的，所述搅拌速度为1000r/min，搅拌时间为60min。

一种高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿选矿方法，其特征在于包含以下工艺步骤：

(3)将搅拌后的矿物进行粒级筛分，至-1.00mm粒度和+1.00mm，矿粒入选粒度为-1mm，可达到高岭土与锰矿单体解离；

(4)将-1.00mm粒度的矿物脱泥冲洗，分出净矿和粒度为-0.010mm的矿泥；

(5)对净矿进行磁选粗选，粗选磁场强度为0.4～0.8T，获得磁精矿Ⅰ，粗选后的原矿进行扫选，扫选磁场强度为0.8～1.2T，获得磁精矿Ⅱ；所述磁选过程中均选用1号磁介质，所述1号磁介质材料为非剩磁不锈钢，环形磁介质分上下两层配置，上层磁介质直径2mm，下层磁介质直径1mm，磁介质间距上层3mm，下层2mm；

(6)对矿泥进行高梯度磁选，磁场强度为0.8～1.2T，获得磁精矿Ⅲ；所述磁选过程中均选用3号磁介质，所述3号磁介质材料为非剩磁不锈钢环形磁介质，磁介质直径1mm，磁介质间距2mm；得到锰精矿累积产率大于14.12％，平均锰品位大于25.99％，累积回收率大于57.79％。

进一步的，所述步骤(5)中的粗选磁场强度为0.6T，扫选磁场强度为1.0T。

进一步的，所述步骤(6)中的矿泥进行高梯度磁选磁场强度为1.2T。

一种高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿选矿方法，其特征在于：包含以下工艺步骤：

(1)高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，锰含量一般为13.83％～14.64％，矿石中锰矿物含量一般低于11％，结晶粒度较细，粒度范围在0.005～0.16mm的矿粒含量大于70％；

(2)将矿物进行搅拌；

(3)将矿物进行全粒级高梯度强磁选，粗选磁场强度为1.0T，获得磁精矿后继续扫选，扫选磁场强度为1.0T；所述磁选过程中均选用1号磁介质，所述1号磁介质材料为非剩磁不锈钢，环形磁介质分上下两层配置，上层磁介质直径2mm，下层磁介质直径1mm，磁介质间距上层3mm，下层2mm；获得锰精矿产率大于28％，品位大于34％，回收率大于70％。

本工艺中的低贫锰矿为弱磁性矿物，本工艺采用的电磁高梯度强磁场磁选选别工艺，己不属于传统的低磁场永磁磁选工艺，低磁场永磁磁选工艺是不能回收该低贫锰矿的收；选别工艺所涉及的一粗一扫磁选方法，己达到了该低贫锰矿资源有效回收的目的。其次结合国内强磁场磁选设备研发、改型研究，磁介质结构调整是提高设备选别磁场强度的重要参数。本工艺中3号磁介质是为该低贫锰矿微细粒级矿综合回收利用而研制的；1号磁介质是考虑到粗、细物料联合混选而特制的。

本工艺中所选用的1.2T磁场强度是目前国内矿物加工(选矿)领域中所采用的最高磁场强度，如此高的磁场强度，在设备制造中仅靠电磁效应转换是难以实现的。

本工艺中采用的电磁高梯度强磁场磁选选别工艺，与常规的淘洗、重选和永磁磁选选别技术相比，其锰精矿品位、回收率几乎提高了一倍，即：品位由18％提高到25.99％；回收率30％提高到57.79％；同时大大简化了选别工艺。

高梯度强磁磁选选别技术运用于沉积型低贫锰矿选别尚属首次，该方法不仅可减化生产选别工艺流程，成倍提高锰精矿的选别指标，降低生产成本，是该低贫锰矿选别的较佳方法，可使沉积型低贫锰矿的有价值综合回利用成为了现实，有利于充分利用了矿山资源。

附图说明

图1为本发明的锰品位6.16％～6.63％矿样全粒级一粗一扫选磁选磁介质试验工艺流程图。

图2为本发明的锰品位6.16％～6.63％矿样脱泥后一粗一扫磁选工艺流程图。

图3为本发明的锰品位6.16％～6.63％矿样分级、脱泥后磁选选别工艺流程图。

图4为本发明针对锰品位13.83％～14.64％矿样全粒级一粗一扫磁选磁介质试验工艺流程图。

图5为本发明针对锰品位13.83％～14.64％矿样分级后全粒级一粗一扫磁选选别总工艺流程图。

具体实施方式

本发明上述及附加的方面的优点，结合附图和实施实例的描述，将使本发明专利变得明显和容易理解。

1号原矿矿样矿石多元素分析结果

元素	Mn	Fe	S	P	Pb	As
							含量％	6.41	4.90	0.016	0.036	0.041	<0.005
元素	Ag*	Co	Ni	Sn	MgO	Al₂O₃
							含量％	2.57	0.0058	0.015	0.014	0.64	8.39
元素	SiO₂	CaO	Fe₂O₃	TiO₂	烧失量
							含量％	60.56	0.12	6.59	0.94	8.79

该矿石为：低硫、低磷、低砷、低铁、高硅锰矿。

物相分析结果

物相分析结果表明，该矿中锰主要以氧化锰形式存在，其占有率达92.66％，硅酸锰和碳酸锰的合计占有率仅7.34％。铁主要以赤、褐铁矿形式存在，其占有率达96.73％，其次含少量硅酸铁，占有率为3.27％。

经显微镜、X衍射分析、MLA检测，本矿石矿物组成见下表，原矿矿物定量检测结果

结果表明，矿石中锰矿物主要为硬锰矿(由结晶程度较差的复水锰矿等锰矿物组成)，少量软锰矿，其它金属氧化物主要为褐铁矿。脉石矿物主要为石英和含锰高岭土。

采用MLA测定硬锰矿和软锰矿的嵌布粒度，测定结果见下表，从测定结果来看：硬锰矿的嵌布粒度较微细，主要粒度范围在0.005～0.16mm之间，粒度范围较宽，其中小于0.01mm的难选粒子占有率近30％，这部分硬锰矿呈粉尘状混合于高岭土中，对锰的分选十分不利。软锰矿的嵌布粒度对分选相对有利，主要粒度范围在0.005～0.16mm，基本上无小于0.005mm的粉尘状颗粒。

锰矿物嵌布粒度测定结果

对1号原矿进行了筛水析试验，原矿筛水析结果见下表，

结果说明，原矿中微细粒级含量很高，其中-0.005mm产率达到60.01％，-0.02mm产率达到77.74％。粗粒级中锰的品位要明显高于微细粒级中锰的品位。但是由于微细粒级产率大，所以微细粒级中锰金属占有率仍很高，-0.005mm粒级中锰的金属占有率达40.61％。相对于锰而言：铁的分布要均匀一些，但是整体来说，各粒级中锰含量高，铁含量也会高一些。

因此，矿石中锰矿物主要为硬锰矿，少量软锰矿，其他金属氧化物主要为褐铁矿。脉石矿物主要为石英和含锰粘土(高岭土)。(1)本矿石中硬锰矿有两种嵌布形式：其一呈微晶板状、纤维状集合体颗粒状分布，此种硬锰矿可分选回收；其二，硬锰矿呈极微细的纤维状或超微细粒状浸染分布在粉砂岩屑中的粘土(高岭土)中，此种硬锰矿难以回收。(2)硬锰矿的嵌布粒度较微细，主要粒度范围在0.005～0.16mm之间，粒度范围较宽，其中小于0.01mm的难选粒子占有率近30％，这部分硬锰矿呈粉尘状混合于高岭土中，物理选矿方式较难回收。(3)软锰矿的嵌布粒度对分选富集相对有利，主要粒度范围在0.005～0.16mm之间，基本上无小于0.005mm的粉尘状颗粒，但软锰矿占有率较低。(4)本矿石中含有35％的含锰粘土，其成分由微细～超微细的硬锰矿、褐铁矿和高岭土组成，平均含Mn量达到14％。这部分锰无法采用物理选矿方法回收，只能采取水冶方法回收。

实施例1

如图1所示，(1)高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，锰含量6.16％，粒度范围在0.005～0.16mm的矿粒含量大于70％；

(2)将矿物进行搅拌60min，使之锰矿物与脉石矿物充分单体解离，

(3)将原矿浓度为20％的矿浆进行全粒级磁选粗选，全量进入高梯度磁选机，粗选磁场强度为1.0T，获得磁精矿后继续扫选，扫选磁场强度为1.2T，经一粗一扫选别，一次可产出锰精矿，抛出尾矿，完成低贫锰矿选别，工艺简单有效。

原矿搅拌后全粒级磁选试验结果

搅拌时间为30分钟或90分钟均可。

试验结果说明：采用全粒级入选可以获得锰品位27.36％，锰回收率45.69％的磁精矿1，锰品位12.89％，锰回收率6.67％的磁精矿2。磁精矿1与磁精矿2平均锰品位为23.94％，累积锰回收率为52.36％。实施例2

全粒级磁粗选磁场强度试验结果

从结果可知：随着磁场强度的增加，锰精矿回收率增加，精矿品位下降。在磁场强度为1.0T，可获得锰精矿品位28.51％，回收率46.70％的选别指标。适宜选择全粒级粗选磁场强度为1.0T。

实施例3

全粒级磁选扫选磁场强度试验结果

试验结果说明：扫选磁场强度增加，磁精矿2品位降低，但回收率提高，综合考虑，扫选适宜采用1.2T的磁场强度。

实施例4

全粒级磁选磁介质试验结果

结果可知：2号磁介质磁选锰精矿品位高，回收率低；3号磁介质磁选锰精矿品位低，回收率高；相对比较，1号磁介质的选别效果较好，在磁场强度粗选1.0T，扫选1.0T时，可获得锰精矿品位25.35％，回收率51.06％的选别指标。全粒级磁选适宜选择1号磁介质。

实施例5

根据磁场强度、磁介质试验结果，综合考虑品位和回收率等各种因素，确定搅拌全粒级强磁选的适合条件为：粗选1.0T，扫选1.2T，介质为1号磁介质。

1^#原矿样搅拌全粒级磁选综合条件试验结果

产品名称	产率％	Mn品位％	回收率％
				磁精矿1	11.27	27.06	45.98
磁精矿2	2.85	14.13	6.06
				综合精矿	14.12	24.44	52.04
尾矿	85.88	3.70	47.96
				原矿	100.00	6.63	100.00

可知：矿泥磁选磁场强度为1.0T，采用1号磁介质，磁场强度为粗选1.0T，扫选1.2T工艺流程的试验结果为：当原矿锰品位6.63％时，锰精矿产率14.12％，品位24.44％，回收率52.04％。

实施例6

扩大稳定试验结果

可知：每组20套试验指标相近，高梯度强磁选的重现性和稳定性较好，也接近适合条件试验结果。当原矿锰品位6.42％时，可获得锰精矿累积产率14.28％，平均锰品位23.56％，累积回收率52.29％的试验指标。

实施例7(如图2所示)

(1)高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，锰含量为 6.36％，粒度范围在0.005～0.16mm的矿粒含量大于70％；

(2)将矿物进行搅拌，搅拌转速范围为：1000r/min；搅拌时间为60min；

(3)将搅拌后的矿物进行脱泥处理并磨矿分级筛分至-1.00mm粒度和+1.00mm；

对净矿进行磁选粗选，粗选磁场强度为0.6T，获得磁精矿Ⅰ，粗选后的原矿进行扫选，扫选磁场强度为1.0T，获得磁精矿Ⅱ；

对矿泥进行高梯度磁选，磁场强度为1.2T，获得磁精矿Ⅲ；。

原矿脱泥——磁选探索试验结果

试验结果说明：脱泥后采用净矿进行磁选，可以获得锰品位29.31％，锰回收率47.21％的磁精矿1；锰品位7.67％，锰回收率2.82％的磁精矿2；磁精矿1与磁精矿2平均锰品位为25.29％，累积锰回收率为50.03％。

实施例8

搅拌后脱泥的搅拌时间范围为30分至90分钟；

搅拌后脱泥——净矿磁选试验结果

试验结果说明：搅拌强度对脱泥效果和后续的磁选效果有重大影响，搅拌强度大，有利于将锰矿物表面的泥洗净，对后续的净矿磁选作业有利，但是细泥中的锰矿物含量会有所增加，因此，搅拌越强，脱泥越多，其磁选锰精矿品位越高，回收率越低。

实施例9

净矿粗选磁场强度试验结果

结果可知：随着磁场强度增加，磁精矿品位逐渐降低，而回收率不断升高，但当磁场强度超过0.6T后，磁精矿回收率增加幅度变小。综合考虑磁精矿品位和回收率，适宜选择净矿粗选磁场强度为0.6T。

实施例10

净矿扫选磁场强度试验结果

试验结果说明：随着磁场强度增加，磁精矿2品位逐渐降低，而回收率不断升高，但当磁场强度超过1.0T后，磁精矿2回收率增加幅度变小。综合考虑磁精矿2品位和回收率，适宜选择净矿扫选磁场强度为1.0T。

实施例11

如图3所示，矿泥中的锰矿物粒级绝大部分属于微细粒级(-0.01mm)，除需要采用高梯度磁选外，还需要特殊的磁介质才能得到较好的回收。试验中采用3号介质，该介质相对普通介质要长，可以增加对微细粒级锰矿物的磁选作用时间，从而强化微细粒级锰矿物的回收。

矿泥磁选磁场强度试验结果

试验结果说明：强磁选能较好地回收矿泥中的锰矿物，这以是磁选优于重选的又一主要因素；随着磁场强度的增加，磁选精矿品位有所下降，而回收率却在不断增加。矿泥磁选适宜选择高磁场强度，试验条件适宜选择1.2T。

实施例12

净矿磁选磁介质试验结果

从结果可知：净矿磁选采用1号磁介质获得的磁精矿品位和锰回收率都较高。净矿磁选适宜选择1号磁介质。

实施例13

脱泥－分级磁选综合试验结果

可知：采用脱泥－分级磁选工艺流程，可以获得锰品位29.13％，锰回收率46.32％的净矿粗选磁精矿1；锰品位18.07％，锰回收率11.47％的矿泥磁选磁精矿3；锰品位7.86％，锰回收率2.42％的净矿扫选磁精矿2。磁精矿1与磁精矿3平均锰品位为25.99％，累积回收率为57.79％。净矿磁扫选作业获得的磁精矿2品位和回收率都比较低，实际生产中可根据实际情况考虑是否有必要进行磁扫选。综合考虑当原矿锰品位6.35％时，可获得磁选锰精矿累积产率16.08％，平均锰品位23.78％，累积回收率60.21％的试验指标。

实施例14

如图4所示，图5所示，2号矿样，锰品位14.63％，相对较高，泥化较小，根据1号原矿样的试验结果，结合2号原矿泥化小的特点，对2号原矿样进行搅拌-全粒级强磁选工艺流程。

磁场强度试验，试验磁介质为1号介质。

磁场强度试验结果

随着磁场强度的增加，锰的回收率增加，而品位有所下降。2号原矿样适宜采用磁场强度为：粗选1.0T、扫选1.0T。

选定磁场强度为粗选1.0T、扫选1.0T，进行不同磁介质试验。

磁介质试验结果

综合考虑精矿品位、回收率因素，2号原矿样适宜采用1号介质。

根据不同磁场强度、不同磁介质试验结果，综合考虑品位和回收率等各种因素，确定高梯度强磁选的优化条件为：粗选1.0T，扫选1.2T，介质为1号磁介质，较为合理可行。

优化条件试验结果

产品名称	产率％	Mn品位％	回收率％
				磁精矿1	22.54	37.52	57.73
磁精矿2	6.83	29.10	13.56
				综合精矿	29.37	35.56	71.29
尾矿	70.63	5.95	28.71
				原矿	100.00	14.65	100.00

采用磁介质为1号介质，磁场强度为粗选1.0T，扫选1.2T的高梯度强磁选优化条件试验；可获得较理想的选别指标。当原矿锰品位14.65％时，可获得锰精矿产率29.37％，品位35.56％，回收率71.29％的全磁选指标。

Claims

1.一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于：包含以下工艺步骤：

2.根据权利要求1所述的一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于所述搅拌速度为1000r/min，搅拌时间为60min。

3.一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于包含以下工艺步骤：

(6)对矿泥进行高梯度磁选，磁场强度为0.8～1.2T，获得磁精矿Ⅲ；所述磁选过程中均选用3号磁介质，所述3号磁介质材料为非剩磁不锈钢，形状为环形，环形直径1mm，磁介质间距2mm；得到锰精矿累积产率大于14.12％，平均锰品位大于25.99％，累积回收率大于57.79％。

4.根据权利要求3所述的一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于步骤(2)中搅拌转速为：1000r/min；搅拌时间为60min。

5.根据权利要求3所述的一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于所述步骤(5)中的粗选磁场强度为0.6T，扫选磁场强度为1.0T。

6.根据权利要求3所述的一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于所述步骤(6)中的矿泥进行高梯度磁选磁场强度为1.2T。

7.一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法，其特征在于：包含以下工艺步骤：

(1)高硅伴生少量褐铁矿和少量硬锰矿的低贫锰矿，锰含量为13.83％～14.64％，矿石中锰矿物含量低于11％，结晶粒度较细，粒度范围在0.005～0.16mm的矿粒含量大于70％；

(2)将矿物进行搅拌；

(3)将矿物进行全粒级高梯度强磁选，粗选磁场强度为1.0T，获得磁精矿后继续对粗选后的原矿扫选，扫选磁场强度为1.0T；所述磁选过程中均选用1号磁介质，所述1号磁介质材料为非剩磁不锈钢，环形磁介质分上下两层配置，上层磁介质直径2mm，下层磁介质直径1mm，磁介质间距上层3mm，下层2mm；经粗选和扫选后两次共获得的综合锰精矿产率大于28％，品位大于34％，回收率大于70％。