CN105296745A - 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法 - Google Patents

贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法 Download PDF

Info

Publication number
CN105296745A
CN105296745A CN201510866233.4A CN201510866233A CN105296745A CN 105296745 A CN105296745 A CN 105296745A CN 201510866233 A CN201510866233 A CN 201510866233A CN 105296745 A CN105296745 A CN 105296745A
Authority
CN
China
Prior art keywords
manganese
ore
iron
gas
separation
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN201510866233.4A
Other languages
English (en)
Other versions
CN105296745B (zh
Inventor
庄大英
高泽斌
李永恒
彭洋
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
HUNAN CHANGTUO GAOKE METALLURGY CO Ltd
Original Assignee
HUNAN CHANGTUO GAOKE METALLURGY CO Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by HUNAN CHANGTUO GAOKE METALLURGY CO Ltd filed Critical HUNAN CHANGTUO GAOKE METALLURGY CO Ltd
Priority to CN201510866233.4A priority Critical patent/CN105296745B/zh
Publication of CN105296745A publication Critical patent/CN105296745A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN105296745B publication Critical patent/CN105296745B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Abstract

本发明提供了一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,包括以下步骤:贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,在炉内持续通入弱还原性气体、炉内温度为650~800℃的条件下,停留时间10~25s,再经气固分离得到锰、铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气,贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.35~0.7Kg/Nm3,弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5~4.5%;将焙烧矿冷却后进行第一磁选,得到铁精矿和第一磁选尾矿。贫锰铁矿经预热、悬浮式气固还原焙烧,焙烧矿冷却后经第一磁选、第二磁选方案,将贫锰铁矿分离回收锰和铁,得到锰中矿和铁精矿。

Description

贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法
技术领域
本发明涉及锰铁矿分选领域,特别地,涉及一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法。
背景技术
世界锰矿资源分布不均,绝大部分分布在南非、独联体少数国家。我国几乎没有富锰矿,其中品位相对较高的锰矿资源也逐渐被开发利用殆尽,因此低品位贫锰矿的开发利用迫在眉睫;贫锰矿一般与铁伴生形成贫锰铁矿,如我国湘南地区的贫锰铁矿,其储量达2亿吨,该类矿易采难选,且锰铁不易分离,至今未得到有效利用。
现有处理利用贫锰铁矿的方法有:1)在转底炉中,直接使用煤作为固体还原剂还原熔炼生成锰铁合金,该方法产品仅停留在锰铁合金。2)在回转窑中,直接以煤作为固体还原剂进行还原焙烧,得到金属铁和MnO,该方法分离锰铁得到金属铁,煤用量大,能耗高。
在一些处理方法中,以煤作还原剂与贫锰铁矿直接发生还原反应,反应过程中,MnO2转化为易溶于稀硫酸的MnO,而Fe2O3转化为难溶于稀硫酸的Fe3O4。用稀硫酸浸出时,Mn进入浸出液,浸渣经磁选可回收Fe3O4,实现Mn与Fe的分离回收。该方法成功实现了锰和铁的分离回收,但是该方法采用“固-固”静态还原焙烧,存在焙烧时间长、还原条件可调节性差、反应程度难以控制和对品位变化的原矿适应性差等问题。
因此,如何解决贫锰铁矿的锰和铁分离回收过程中,焙烧时间长、还原条件可调节性差等,使锰和铁分别得到高效回收利用且可大规模工业化生产是目前亟需解决的问题。
发明内容
本发明提供了一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,以解决贫锰铁矿的锰和铁分离回收过程中,焙烧时间长、还原条件可调节性差等技术问题。
本发明采用的技术方案如下:
一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,包括以下步骤:贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,在炉内持续通入弱还原性气体、炉内温度为650~800℃的条件下,停留时间10~25s,再经气固分离得到锰、铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气,贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.35~0.7Kg/Nm3,弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5~4.5%。
将焙烧矿冷却后进行第一磁选,得到铁精矿和第一磁选尾矿。
将第一磁选尾矿进行第二磁选,得到锰中矿和尾渣。
进一步地,第一磁选的磁场强度为400~1000Oe,第二磁选的磁场强度为8000~12000Oe。
进一步地,焙烧矿冷却后粉碎至粒度为-200目的颗粒占95%以上,再进行第一磁选。
进一步地,贫锰铁矿锰品位为7~25%,铁品位为30~44%;贫锰铁矿水分含量小于1%,粒度为-200目的颗粒占75%以上。
进一步地,预热具体为:
利用焙烧尾气将贫锰铁矿预热至650~700℃,预热处理时间为10~50s,预热采用的设备为一至四级旋风预热器。
进一步地,焙烧尾气经预热后得到预热尾气,预热尾气的温度为200~350℃,CO的体积百分含量为0.1~1%,O2体积百分含量小于1%。
进一步地,弱还原性气体包括燃烧煤粉产生的热风,煤粉中粒度为-200目的颗粒占80%以上,煤粉颗粒平均粒径小于80μm。
进一步地,弱还原性气体包括:燃烧煤粉产生的热风和焙烧尾气;焙烧尾气占弱还原性气体总量的40~70%。
进一步地,还包括对锰中矿进行酸浸:
将锰中矿置于稀硫酸中,液固比为2~4:1,稀硫酸浓度为1~2mol/L,常温下搅拌15~40分钟,酸浸完成后,酸浸液的pH值2~3。
进一步地,焙烧矿冷却采用间壁式换热器、水淬或者非氧化性气体冷却。
本发明具有以下有益效果:
1、本发明采用贫锰铁矿经预热、悬浮式气固还原焙烧,焙烧矿冷却后经第一磁选、第二磁选方案,将贫锰铁矿分离回收锰和铁,产品得到锰中矿和铁精矿。
贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,反应速度快,10~25s内即完成焙烧;持续向炉内通入弱还原性气体用于还原焙烧,便于调节弱还原性气体的量和其中的CO含量,配合送入的贫锰铁矿的量,即控制一定的贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比,使得贫锰铁矿焙烧过程可连续、稳定、适度地实现MnO2还原成MnO和Fe2O3还原成Fe3O4
2、焙烧矿冷却后再进行第一磁选,不仅可分离得到铁精矿,而且避免了从第一磁选尾矿中分离出锰中矿过程中铁精矿对分离过程的影响,即铁精矿就不会进入锰中矿,也大大减少了进一步酸浸锰中矿步骤的酸耗。
3、将第一磁选尾矿进行第二磁选,分别得到锰中矿和尾渣,再一步降低酸浸锰中矿步骤的酸耗,避免了铝、硅等杂质经后续酸浸步骤进入酸浸液中。
除了上面所描述的目的、特征和优点之外,本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照附图,对本发明作进一步详细的说明。
附图说明
构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解,本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明,并不构成对本发明的不当限定。在附图中:
图1是本发明优选实施例的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法流程示意图;
图2是本发明另一优选实施例的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法流程示意图。
具体实施方式
以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明,但是本发明可以由权利要求限定和覆盖的多种不同方式实施。
若未特别指明,实施例中所用的技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段。
本文中涉及到的百分号“%”,若未特别说明,是指质量百分比;但溶液的百分比,除另有规定外,是指溶液100m1中含有溶质若干克;液体之间的百分比,是指在20℃时容量的比例;s表示时间单位秒。
一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,参照图1,包括以下步骤:
S100:贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,在炉内持续通入弱还原性气体、炉内温度为650~800℃的条件下,停留时间10~25s,再经气固分离得到锰、铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气,贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.35~0.7Kg/Nm3,弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5~4.5%。
S200:将焙烧矿冷却后进行第一磁选,得到铁精矿和第一磁选尾矿。
S300:将第一磁选尾矿进行第二磁选,得到锰中矿和尾渣。
该方法用于处理贫锰铁矿,以粉料贫锰铁矿为处理对象,采用悬浮式气固还原焙烧方法,提高贫锰铁矿粉与弱还原气体的接触面积,加快了反应速率,大大缩短了反应时间至10~25s;同时避免了使用回转窑焙烧时,粉料矿物易结圈的问题。本发明的悬浮式,是指贫锰铁矿粉被弱还原气体吹散后,在焙烧炉内形成气固混合物,弱还原性气体的流动使得矿粉分散、悬浮,并伴随气体一起移动,增加了矿粉与弱还原性气体的接触面积和接触几率,加快了反应速率。该方法便于调节弱还原性气体的量和其中的CO含量,配合送入的贫锰铁矿的量,即控制一定的贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比,结合监控焙烧尾气中CO的含量,使得贫锰铁矿焙烧过程可连续、稳定、适度地实现MnO2还原成MnO和Fe2O3还原成Fe3O4
焙烧在悬浮式闪速磁化焙烧炉中进行,焙烧时持续向炉内通入弱还原性气体,炉内温度为650~800℃,停留时间10~25s,再经气固分离得到含有MnO和Fe3O4的焙烧矿和焙烧尾气,贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.35~0.7Kg/Nm3,弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5~4.5%。
在该固气比和CO体积百分含量下进行还原焙烧,Fe2O3还原为Fe3O4的过程中,通过调节弱还原性气体的量和其中的CO的含量防止因CO过量导致Fe3O4进一步还原为FeO。FeO比磁化系数很低,磁性很弱,若固气比和CO体积百分含量不适当,导致焙烧矿中含有FeO,则后续第一磁选时铁和锰不能有效分离,导致铁的回收率降低;此外,部分FeO将在第二磁选中进入锰中矿,在后续酸浸时,FeO会与酸反应,不仅增加酸耗,还降低锰浸出液的质量(铁被浸出以杂质形式存在于锰的浸出液中)。可以理解的是,在本发明中贫锰铁矿经悬浮式气固还原焙烧、第一磁选和第二磁选之后,锰和铁已可达到较好的分离回收效果,并且有利于后续采用酸浸对锰中矿进行深度回收。但对锰中矿进行酸浸并非贫锰铁矿的锰和铁分离回收的必要技术特征。
同时该焙烧温度和气氛使得较易还原的MnO2充分还原成MnO,减少产物中未还原MnO2的量,提高锰的浸出率。
650~800℃的焙烧温度,同时达到了MnO2、Fe2O3与CO发生还原反应分别生成MnO、Fe3O4所需的反应温度区域,有利于缩短反应时间,并保证反应顺利进行,使贫锰铁矿中的锰和铁分离效果更好。
将冷却后的焙烧矿经第一磁选得到铁精矿和第一磁选尾矿,将铁精矿从焙烧矿中分离出来,同时使锰在第一磁选尾矿中得到初步富集。第一磁选尾矿经第二磁选得到锰中矿和尾渣,将锰从第一磁选尾矿中富集,同时贫锰铁矿中大部分铝、硅等杂质进入尾渣,避免了锰中矿酸浸时,铝、硅等杂质消耗酸液,并且进入浸出液后混进锰产品,降低锰产品的纯度。
1、本发明采用贫锰铁矿经预热、悬浮式气固还原焙烧,焙烧矿冷却后经第一磁选、第二磁选方案,将贫锰铁矿分离回收锰和铁,产品得到锰中矿和铁精矿。
贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,反应速度快,10~25s内即完成焙烧;持续向炉内通入弱还原性气体用于还原焙烧,便于调节弱还原性气体的量和其中的CO含量,配合送入的贫锰铁矿的量,即控制一定的贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比,结合监控焙烧尾气中CO的含量,使得贫锰铁矿焙烧过程可连续、稳定、适度地实现MnO2还原成MnO和Fe2O3还原成Fe3O4
2、焙烧矿冷却后再进行第一磁选,不仅可分离得到铁精矿,而且避免了从第一磁选尾矿中分离出锰中矿过程中铁精矿对分离过程的影响,即铁精矿就不会进入锰中矿,也大大减少了进一步酸浸锰中矿步骤的酸耗。
3、将第一磁选尾矿进行第二磁选,分别得到锰中矿和尾渣,再一步降低酸浸锰中矿步骤的酸耗,避免了铝、硅等杂质经后续酸浸步骤进入酸浸液中。
可选地,第一磁选的磁场强度为400~1000Oe,第二磁选的磁场强度为8000~12000Oe。在第一磁选过程中将铁精矿从焙烧矿中分离,获得铁精矿和第一磁选尾矿;在第二磁选过程中将锰中矿从第一磁选尾矿中分离,获得锰中矿和尾渣。
可选地,焙烧矿冷却后粉碎至粒度为-200目的颗粒占95%以上,再进行第一磁选。焙烧矿粉碎可使用湿式球磨机球磨,通过球磨,可以将矿粉颗粒中与铁矿物表面连生的其他矿物剥离,提高铁矿物的解离程度,有利于提高铁精矿的品位和铁的回收率。
可选地,贫锰铁矿锰品位为7~25%,铁品位为30~44%。采用本发明对此类贫锰铁矿进行处理,锰和铁的分离回收可以达到更好的经济、技术效果。湖南湘南地区的贫锰铁矿大部分为此类矿石,因而本发明方案具有更好的市场应用价值。
可选地,贫锰铁矿水分含量小于1%,粒度为-200目的颗粒占75%以上。贫锰铁矿经过烘干使得水分含量小于1%,有利于焙烧时还原反应的快速进行;再粉磨至-200目的颗粒占75%以上,粉磨后的贫锰铁矿粉具有粒度细、比表面积大、动力学阻力小、化学反应速率快的优势。上述方法相结合,更加有利于还原反应在极短时间内进行完全,又不会因为粒度过小导致颗粒难以分散、加工困难的问题。
可选地,预热的具体过程为利用焙烧尾气将贫锰铁矿预热至650~700℃,预热处理时间为10~50s,预热可以采用一至四级旋风预热器。以四级为例,预热包括依序进行的一级预热、二级预热、三级预热和四级预热。一级预热的预热温度为250~400℃。二级预热的预热温度为400~500℃。三级预热的预热温度为500~600℃。四级预热的预热温度为600~700℃。
预热方式为气-固逆向运动,即焙烧尾气往上、贫锰铁矿向下运动,有利于提高热交换效率。预热的作用:一是回收利用焙烧尾气的余热,降低能耗;二是将贫锰铁矿粉预热至反应温度附近,以便矿粉进入焙烧炉后可迅速反应,缩短反应时间,降低能耗。
预热过程采用一至四级旋风预热器,在每经过一级预热后,贫锰铁矿温度不断升高,而气体温度逐渐下降,这样不仅使得焙烧尾气的热量得到了回收利用,能耗降低,更为重要的是,焙烧尾气中仍含有一定量的CO,在贫锰铁矿不断被预热升温的过程中,其中的二氧化锰、三氧化二铁能预先与CO进行还原反应,但由于热力学因素,在此过程中还原反应并未进行完全,但锰和铁的还原在预热过程中完成大部分,且随着反应进行,其中的CO体积百分含量逐渐降低,最终为0.1~1%,O2体积百分含量小于1%,预热后的预热尾气温度为200~350℃;且整个预热步骤也是气固在悬浮态下迅速换热、反应,传质传热效率高,时间短,仅为10~50s。
可选地,焙烧尾气经预热后得到预热尾气,控制预热尾气的温度为200~350℃,CO的体积百分含量为0.1~1%,O2体积百分含量小于1%,维持焙烧、预热过程的气氛;经过上述预热步骤后,所得预热尾气温度较低、流量大,且O2含量较低,便于作为焙烧炉中所用弱还原性气体的一部分循环利用。
可选地,弱还原性气体包括燃烧煤粉产生的热风,煤粉中粒度为-200目的颗粒所占比例>80%,煤粉颗粒平均粒径<80μm。实施显示,煤粉喷入煤粉炉内后,在悬浮态下需在极短的时间即2~3s内燃尽,因此煤粉的粒度越细越利于燃烧。采用该粒度的煤粉颗粒,能使燃尽率和磨煤成本二者得到兼顾。该粒度的煤粉比表面积大,有利于煤粉颗粒与颗粒周围挥发分的接触,温升快,着火稳定。
可选地,弱还原性气体包括:燃烧煤粉产生的热风和预热尾气。预热尾气占弱还原性气体体积总量的40~70%。预热尾气作为掺冷风和热风混合形成弱还原性气体。掺冷风体积含量为40~70%,且掺冷风温度为200~350℃,掺冷风中CO体积百分含量为0.1~1%,O2体积百分含量<1%,有利于弱还原性气体达到目标温度和CO体积百分含量。在该过程中,预热尾气循环利用,节约了能源。
可选地,还包括对锰中矿进行酸浸。将锰中矿置于稀硫酸中,液固比为2~4:1,稀硫酸浓度为1~2mol/L,常温下搅拌15~40分钟,酸浸完成后,酸浸液的pH值2~3。
贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法焙烧后得到的焙烧矿,依序进行第一磁选、第二磁选和酸浸,减少了进入酸浸步骤时矿物中铁、铝、硅等有害元素的含量,从而减少了酸浸液的消耗,提高了所得锰产品的纯度;使得铁、锰两种有价金属元素的得到了高效综合回收利用,实现铁回收率90%以上、品位58%以上以及锰回收率75%以上,节约酸耗60%以上理想技术指标,经济和环保效益显著。
可选地,焙烧矿冷却采用间壁式换热器、水淬或者非氧化性气体冷却。
焙烧矿还需进行冷却再进行磁选,防止了焙烧矿中的MnO和Fe3O4被重新氧化。以间壁式换热器为例进行冷却,经冷却介质为空气的间接冷却,既实现了焙烧矿冷却,又维持了焙烧矿中MnO和Fe3O4的价态;同时,冷空气被加热得到干净的热空气,用来烘干贫锰铁矿或者用于煤粉助燃,回收了焙烧矿的显热,能耗降低。
此外也可采用水淬或者非氧化性气体冷却。焙烧矿防氧化冷却,使得焙烧产物维持为MnO和Fe3O4,避免高温的MnO和Fe3O4在冷却过程中发生氧化,提高第一磁选时铁精矿回收率,避免第二磁选时铁进入锰中矿而导致锰和铁分离不彻底。
实施例
以下实施例中所用矿料和仪器均为市售。
以下实施例中所用贫锰铁矿均为湖南湘南地区贫锰铁矿,该矿石自然粒度为0.01~0.15mm。
实施例1
参照图2,所处理贫锰铁矿中,锰品位为19%,全铁品位为35%,将上述贫锰铁矿在风扫球磨中烘干、粉磨至粒度为-200目占75%。上述烘干、粉磨后的矿粉进入四级旋风预热器进行预热,预热以悬浮式闪速磁化焙烧后的焙烧尾气为预热气体,一级预热后气体温度为250℃,二级预热后气体温度为400℃,三级预热后气体温度为550℃,四级预热后气体温度为650℃;四级预热时间为10s。四级预热后产生的预热尾气中CO的体积百分含量为0.1%,O2体积百分含量<1%。经过预热后的矿粉进入悬浮式闪速磁化焙烧炉内进行气固还原焙烧,炉内持续通入CO体积百分含量为2.5%的弱还原性气体并维持炉内温度为750℃,控制炉内贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.35Kg/Nm3,炉内停留时间为10s,反应完成后进行气固分离,得到温度为700℃、锰和铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气。
弱还原性气体的制备方法:在悬浮式闪速磁化焙烧炉前设置一台热风炉,在热风炉内燃烧细度为-200目占80%的煤粉产生热风,且调节燃烧时的空气过剩系数小于1,使热风中含有CO,再掺入掺冷风,掺冷风来自四级预热后的低氧预热尾气,掺冷风量为弱还原性气体的40%,掺冷风温度为300℃,掺冷风中CO体积百分含量为0.1%,O2体积百分含量<1%,使进入焙烧炉的弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5%,并维持炉内温度为750℃。
将温度为700℃的焙烧矿采用间壁式换热器与空气换热,将其冷却,冷却后矿粉温度为250℃以下;与此同时,冷空气转换成温度为200℃以上的热空气,用来烘干贫锰铁矿或者用于煤粉燃烧;回收热量,节约煤耗。
冷却后的焙烧矿先经过湿式球磨机磨矿,磨至粒度-200目占95%以上,再在磁场强度400Oe下进行第一磁选,得到全铁品位62%的铁精矿和第一磁选尾矿,铁精矿中铁回收率为90%。
第一磁选尾矿再在8000Oe的磁场强度进行第二磁选富集锰,得到锰中矿和尾渣,锰中矿中锰品位为35%,再用1mol/L的稀硫酸将锰中矿在常温下浸出,稀硫酸与锰中矿的液固比为2:1,搅拌浸出反应时间为40分钟,酸浸完成后酸浸液的pH值为2,锰的浸出率达92%。
酸浸完成后经过滤,得到硫酸锰溶液,滤渣合并至冷却后的焙烧矿,进一步提高铁的回收率约3个百分点。
贫锰铁矿依序进行悬浮式气固还原焙烧、第一磁选、第二磁选和酸浸,使得铁、锰两种有价金属元素的得到了高效综合回收利用,实现铁回收率90%、铁品位62%以及锰回收率82%、节约酸耗60%的较好技术指标,经济和环保效益显著。
实施例2
参照图2,所处理贫锰铁矿中,锰品位为13%,全铁品位为45%,将上述贫锰铁矿在风扫球磨中烘干、粉磨至粒度为-200目占80%。上述烘干、粉磨后的粉矿进入三级旋风预热器进行预热,预热以悬浮式闪速磁化焙烧后的焙烧尾气为预热气体,一级预热后气体温度为350℃,二级预热后气体温度为550℃,三级预热后气体温度为650℃;三级预热时间为50s。三级预热后产生的预热尾气中CO的体积百分含量为1%,O2体积百分含量<1%。经过预热后的矿粉进入悬浮式闪速磁化焙烧炉内进行气固还原焙烧,炉内持续通入CO体积百分含量为4.5%的弱还原性气体并维持炉内温度为800℃,控制炉内贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.7Kg/Nm3,炉内停留时间25s,反应完成后进行气固分离,得到温度为750℃、锰和铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气。
弱还原性气体的制备方法:在悬浮式闪速磁化焙烧炉前设置一台热风炉,在热风炉内燃烧细度为-200目占80%的煤粉产生热风,且调节燃烧时的空气过剩系数小于1,使热风中含有CO,再掺入掺冷风,掺冷风来自三级预热后的低氧预热尾气,掺冷风量为弱还原性气体的70%,掺冷风温度为200℃,掺冷风中CO体积百分含量为1%,O2体积百分含量<1%,通过调节热风和掺冷风比例,使进入焙烧炉的弱还原性气体中CO体积百分含量为4.5%,并能维持炉内温度为800℃。
将温度为750℃的焙烧矿采用间壁式换热器与空气换热,将其冷却,冷却后矿粉温度为300℃以下;与此同时,冷空气转换成温度为200℃以上的热空气,用来烘干贫锰铁矿或者用于煤粉燃烧;回收热量,节约煤耗。
冷却后的焙烧矿先经过湿式球磨机磨矿,磨矿粒度-200目占95%以上,再在磁场强度800Oe下进行第一磁选,得到全铁品位为60%的铁精矿和第一磁选尾矿,铁精矿中铁回收率95%。
第一磁选尾矿再在10000Oe的磁场强度下进行第二磁选富集锰,得到锰中矿和尾渣,锰中矿中锰品位为30%,再用1.5mol/L的稀硫酸常温下浸出,稀硫酸与富锰中矿的液固比为4:1,搅拌浸出反应时间为15分钟,酸浸完成后酸浸液的pH值为2.5,锰的浸出率为95%。
酸浸完成后经过滤,即可得到硫酸锰溶液,滤渣合并至冷却后的焙烧矿,进一步提高铁的回收率约2个百分点。
贫锰铁矿依序进行悬浮式气固还原焙烧、第一磁选、第二磁选和酸浸,使得铁、锰两种有价金属元素的得到了高效综合回收利用,实现铁回收率95%、铁品位60%以及锰回收率81%、节约酸耗60%的较好技术指标,经济和环保效益显著。
实施例3
参照图2,湘南地区某贫锰铁矿,其中锰品位为11.89%,全铁品位为41.51%,将上述贫锰铁矿在风扫球磨中烘干、粉磨至粒度为-200目占80%;上述烘干、粉磨后的矿粉经一级或二级旋风预热器进行预热,预热采用悬浮式气固还原焙烧后的焙烧尾气,预热时间30s;预热后的预热尾气中CO的体积百分含量为0.6%;预热后的矿粉进入悬浮式闪速磁化焙烧炉内进行气固还原焙烧,炉内持续通入CO体积百分含量为3.6%的弱还原性气体并维持炉内温度为650℃,控制炉内贫锰铁矿与弱还原性气体的固气比为0.55Kg/Nm3,炉内停留时间为20s,反应完成后进行气固分离,得到温度为600℃、锰和铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气。
弱还原性气体的制备方法:在悬浮式闪速磁化焙烧炉前设置一台热风炉,在热风炉内燃烧细度为-200目占85%的煤粉产生热风,且调节燃烧时的空气过剩系数小于1,使热风中含有CO,再掺入掺冷风,掺冷风来自预热后的低氧预热尾气,掺冷风量为弱还原性气体的55%,掺冷风温度为280℃,掺冷风中CO体积百分含量为0.6%,O2含量<1%,通过调节热风和掺冷风比例,使进入焙烧炉的弱还原性气体中CO体积百分含量为3.6%,并维持炉内温度为760℃。
将温度为600℃的焙烧矿石采用间壁式换热器与空气换热,将其冷却,冷却后矿粉温度为250℃以下;与此同时,冷空气转换成温度为200℃以上的热风,用来烘干贫锰铁矿和用于煤粉燃烧;回收热量,节约煤耗。
冷却后的焙烧矿先经过湿式球磨机磨矿,磨矿粒度-200目占95%以上,再在磁场强度1000Oe下进行第一磁选,得到全铁品位为59%的铁精矿和第一磁选尾矿,铁精矿中铁回收率91%。
第一磁选尾矿再在12000Oe的磁场强度下进行第二磁选富集锰,得到锰中矿和尾渣,锰中矿中锰品位为28%,再用2mol/L的稀硫酸常温下浸出,稀硫酸与富锰中矿的液固比为3:1,搅拌浸出反应时间为30分钟,酸浸完成后酸浸液的pH值为2.5,锰的浸出率达98%。
酸浸完成后经过滤,即可得到硫酸锰溶液,滤渣合并至冷却后的焙烧矿,进一步提高铁的回收率约2个百分点。
贫锰铁矿依序进行悬浮式气固还原焙烧、第一磁选、第二磁选和酸浸,使得铁、锰两种有价金属元素的得到了高效综合回收利用,实现铁回收率93%、铁品位59%以及锰回收率82%、节约酸耗60%的较好技术指标,经济和环保效益显著。
由上实施例1~3可见,采用本发明提供的方法可以使得贫锰铁矿中的铁、锰两种有价金属元素得到高效分离和分别回收利用,锰和铁的回收率高;焙烧过程时间短、且焙烧工艺条件调节方便,可大规模工业化生产;还能节约生产过程中酸的用量,节约煤耗、降低成本,具有较好技术指标,经济和环保效益显著。
以上仅为本发明的优选实施例而已,并不用于限制本发明,对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,包括以下步骤:
贫锰铁矿经预热送入悬浮式闪速磁化焙烧炉进行气固还原焙烧,在炉内持续通入弱还原性气体、炉内温度为650~800℃的条件下,停留时间10~25s,再经气固分离得到锰、铁分别以MnO和Fe3O4存在的焙烧矿和焙烧尾气,所述贫锰铁矿与所述弱还原性气体的固气比为0.35~0.7Kg/Nm3,所述弱还原性气体中CO体积百分含量为2.5~4.5%;
将所述焙烧矿冷却后进行第一磁选,得到铁精矿和第一磁选尾矿;
将所述第一磁选尾矿进行第二磁选,得到锰中矿和尾渣。
2.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述第一磁选的磁场强度为400~1000Oe,所述第二磁选的磁场强度为8000~12000Oe。
3.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述焙烧矿冷却后粉碎至粒度为-200目的颗粒占95%以上,再进行第一磁选。
4.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述贫锰铁矿锰品位为7~25%,铁品位为30~44%;所述贫锰铁矿水分含量小于1%,粒度为-200目的颗粒占75%以上。
5.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述预热具体为:
利用焙烧尾气将贫锰铁矿预热至650~700℃,所述预热处理时间为10~50s,所述预热采用的设备为一至四级旋风预热器。
6.根据权利要求5所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,焙烧尾气经预热后得到预热尾气,所述预热尾气的温度为200~350℃,CO的体积百分含量为0.1~1%,O2体积百分含量小于1%。
7.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述弱还原性气体包括燃烧煤粉产生的热风,所述煤粉中粒度为-200目的颗粒占80%以上,所述煤粉颗粒平均粒径小于80μm。
8.根据权利要求7所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述弱还原性气体包括:燃烧煤粉产生的热风和焙烧尾气;所述焙烧尾气占弱还原性气体总量的40~70%。
9.根据权利要求1所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,还包括对锰中矿进行酸浸:
将所述锰中矿置于稀硫酸中,液固比为2~4:1,稀硫酸浓度为1~2mol/L,常温下搅拌15~40分钟,酸浸完成后,酸浸液的pH值2~3。
10.根据权利要求1~9中任一项所述的贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法,其特征在于,所述焙烧矿冷却采用间壁式换热器、水淬或者非氧化性气体冷却。
CN201510866233.4A 2015-12-01 2015-12-01 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法 Expired - Fee Related CN105296745B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201510866233.4A CN105296745B (zh) 2015-12-01 2015-12-01 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201510866233.4A CN105296745B (zh) 2015-12-01 2015-12-01 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN105296745A true CN105296745A (zh) 2016-02-03
CN105296745B CN105296745B (zh) 2018-10-19

Family

ID=55194560

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201510866233.4A Expired - Fee Related CN105296745B (zh) 2015-12-01 2015-12-01 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN105296745B (zh)

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107338364A (zh) * 2017-06-15 2017-11-10 江苏省冶金设计院有限公司 一种制备锰铁珠的方法
CN107523684A (zh) * 2017-07-19 2017-12-29 东北大学 一种含铁锰矿的悬浮焙烧锰铁分离处理方法
CN107686886A (zh) * 2017-07-19 2018-02-13 东北大学 一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法
CN109439913A (zh) * 2018-10-22 2019-03-08 江西理工大学 一种钕铁硼废料酸浸渣闪速还原综合回收的方法
CN114655988A (zh) * 2022-04-06 2022-06-24 广西锰华新能源科技发展有限公司 一种碳零排放生产锰基材料的方法
CN114908248A (zh) * 2022-06-09 2022-08-16 沈阳鑫博工业技术股份有限公司 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法
WO2023218288A1 (en) * 2022-05-13 2023-11-16 Innovative Manganese Technologies Sa (Pty) Ltd. Beneficiation of manganese-bearing ore
CN114908248B (zh) * 2022-06-09 2024-05-17 沈阳鑫博工业技术股份有限公司 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102417972A (zh) * 2011-12-16 2012-04-18 云南德宁生物化工研究有限公司 难选冶铁锰共生贫矿双还原制铁精矿和锰化工产品的方法
CN103088208A (zh) * 2013-01-16 2013-05-08 北京矿冶研究总院 一种含锰含磷赤铁矿的处理方法
CN103740929A (zh) * 2014-01-26 2014-04-23 中南大学 一种强化高铁氧化锰矿磁化焙烧-磁选分离锰铁的添加剂和方法
CN104694760A (zh) * 2015-03-20 2015-06-10 湖南长拓高科冶金有限公司 一种处理赤泥回收铁精粉的方法及系统

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102417972A (zh) * 2011-12-16 2012-04-18 云南德宁生物化工研究有限公司 难选冶铁锰共生贫矿双还原制铁精矿和锰化工产品的方法
CN103088208A (zh) * 2013-01-16 2013-05-08 北京矿冶研究总院 一种含锰含磷赤铁矿的处理方法
CN103740929A (zh) * 2014-01-26 2014-04-23 中南大学 一种强化高铁氧化锰矿磁化焙烧-磁选分离锰铁的添加剂和方法
CN104694760A (zh) * 2015-03-20 2015-06-10 湖南长拓高科冶金有限公司 一种处理赤泥回收铁精粉的方法及系统

Non-Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
唐雪峰等: "某含锰赤铁矿石焙烧-弱磁选-强磁选试验", 《金属矿山》 *
封志敏等: "磁化还原焙烧工艺处理贫锰铁矿的研究", 《矿冶工程》 *
张汉泉等: "软锰矿悬浮还原焙烧试验研究", 《矿冶工程》 *
王纪学等: "低品位软锰矿流态化还原焙烧", 《北京科技大学学报》 *

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107338364A (zh) * 2017-06-15 2017-11-10 江苏省冶金设计院有限公司 一种制备锰铁珠的方法
CN107523684A (zh) * 2017-07-19 2017-12-29 东北大学 一种含铁锰矿的悬浮焙烧锰铁分离处理方法
CN107686886A (zh) * 2017-07-19 2018-02-13 东北大学 一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法
CN107686886B (zh) * 2017-07-19 2019-06-25 东北大学 一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法
CN109439913A (zh) * 2018-10-22 2019-03-08 江西理工大学 一种钕铁硼废料酸浸渣闪速还原综合回收的方法
CN114655988A (zh) * 2022-04-06 2022-06-24 广西锰华新能源科技发展有限公司 一种碳零排放生产锰基材料的方法
WO2023218288A1 (en) * 2022-05-13 2023-11-16 Innovative Manganese Technologies Sa (Pty) Ltd. Beneficiation of manganese-bearing ore
CN114908248A (zh) * 2022-06-09 2022-08-16 沈阳鑫博工业技术股份有限公司 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法
CN114908248B (zh) * 2022-06-09 2024-05-17 沈阳鑫博工业技术股份有限公司 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN105296745B (zh) 2018-10-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN104694760B (zh) 一种处理赤泥回收铁精粉的方法及系统
CN105296745A (zh) 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法
CN101413055A (zh) 一种由红土镍矿直接制取镍铁合金粉的工艺
CN102373329B (zh) 一种红土镍矿富集镍和铁方法
CN101418389B (zh) 红土镍矿在回转窑中直接还原粒镍铁的方法
CN101709341A (zh) 一种处理钢铁厂含铁废料的方法
CN102517439B (zh) 选择性焙烧分离含锡锌砷复合铁矿中锡、锌、砷的方法
CN103233114A (zh) 一种红土镍矿生产镍/铁的方法
CN102021351A (zh) 一种红土氧化镍矿的富集镍的综合方法
CN102534194A (zh) 一种红土镍矿生产镍铁的方法
WO2021244616A1 (zh) 基于气基能源的两步法高磷含铁资源铁磷高效分离的方法
CN102728457A (zh) 一种硅质含镍氧化铁矿石生产镍铁精矿的方法
CN101418388B (zh) 红土镍矿在回转窑—化铁炉中生产镍铁的工艺
CN107090551A (zh) 一种钒钛磁铁矿的直接提钒的方法
CN103757200A (zh) 一种红土镍矿分离富集镍铁的方法
CN102041378A (zh) 一种从镍红土矿富集镍钴的氯化离析方法
CN100584971C (zh) 氧化镍矿精选工艺
CN104152671B (zh) 一种由含锡铁矿制备炼铁用铁精矿的方法
CN105838839B (zh) 制备粒铁的方法和制备粒铁的系统
CN102268502B (zh) 用还原回转窑冶炼难选铁矿(渣)制取海绵铁的方法
CN103866115B (zh) 红土镍矿一步法制备含镍不锈钢原料的方法
WO2023004925A1 (zh) 含铬污泥与含铬废渣协同利用富集、回收铬资源的方法
CN103074484B (zh) 一种含磷鲕状赤铁矿与赤泥的综合处理方法
CN108285973B (zh) 一种氧化铁、氧化锰矿的焙烧装置及方法
Wang et al. Recovery of iron from lead slag with coal-based direct reduction followed by magnetic separation

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20181019

Termination date: 20211201