CN105441696B

CN105441696B - 一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法

Info

Publication number: CN105441696B
Application number: CN201510854765.6A
Authority: CN
Inventors: 叶万奇; 熊雪良; 何利民; 刘雪莹; 李重洋; 杨智; 唐三川
Original assignee: Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd
Current assignee: Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd
Priority date: 2015-11-30
Filing date: 2015-11-30
Publication date: 2017-11-17
Anticipated expiration: 2035-11-30
Also published as: CN105441696A

Abstract

本发明公开了一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法，包括以下步骤：将高品位碳酸锰矿石磨粉，加入到反应器内，然后加入阳极液和浓硫酸进行前段浸出反应，浸出反应时间至少为2h；检测反应后的余酸并据此加入中和剂进行中和；将中和后的矿浆进行固液分离，得到的一段固体物再投入反应器内，并加入浓硫酸和阳极液进行二段浸出，浸出反应时间至少为2h；所得的浸出液经除杂后再进行固液分离，得到电解合格液；二段浸出结束后加入低品位碳酸锰矿粉、阳极液和浓硫酸进行中和浸出；最后再次加入中和剂，除杂；将除杂后的矿浆进行固液分离，得电解合格液和固体渣。本发明的方法具有渣量少、浸出率高、硫酸消耗低、综合回收率高等优点。

Description

一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法

技术领域

本发明属于碳酸锰矿的湿法冶金领域，尤其涉及一种碳酸锰矿石的浸出方法。

背景技术

我国锰矿资源丰富，但随着近年来锰行业的迅速发展，锰矿石消耗量急剧增加，经过多年的过度开采，矿石品位已经降至12％～14％，部分矿石甚至降低到7％以下，而优质高品位矿石几乎消耗殆尽。通过进口等方式采购高品位矿石替代国内常用的低品位矿石，可大大减少矿石的磨矿、堆渣费用，在降低环保压力的同时可提高金属锰的综合回收率，具有较大的经济价值和市场潜力(参见李维健，进口锰矿在电解金属锰生产中的应用前景，中国锰业，2012.8，30(3))。

然而在高品位锰矿的实际利用过程中，较为突出的问题是在传统的一段酸浸工艺中锰浸出率较低，渣锰含量高，导致综合回收率较低。如矿石经过一段浸出，浸出率仅为80.77％，很多学者提出改进方案，如以电解锰阳极液为浸出剂，对一段酸浸渣进行二段浸出，在温度40℃、搅拌速度70r/min、浸出时间2h条件下，锰总浸出率达90.89％；在温度60℃、搅拌速度150r/min、反应时间80min条件下，锰总浸出率达96.59％；在80℃条件下，锰总浸出率可以提高到98.53％(参见周晓艳等，加纳某碳酸锰矿石两段浸出试验研究，湿法冶金，2014.8,33(4),282-285)。在浸出温度60℃、酸矿质量比为0.7、浸出时间4h的最佳条件下做两段逆流浸出综合试验，锰总浸出率可达到98.33％，浸出渣锰含量为1.49％(参见李伟等，某国外进口菱锰矿的浸出试验研究，中国锰业，2014.11,32(4),15-17)。但通过提高温度及搅拌速度加快锰的浸出能耗较高，不利于在电解锰企业推广。

相同温度下，通过增大酸矿质量比、提高浸出残酸质量浓度对提高锰的浸出率有一定帮助，但较高的残酸质量浓度会使中和阶段消耗大量中和剂，甚至影响溶液平衡。因此，很多学者认为控制残酸质量浓度为3～5g/L，较为适宜。(参见周晓燕等，从加纳某碳酸锰矿石中浸出锰的试验研究，湿法冶金，2013.2,32(1),24-26)。

影响高品位矿石浸出率的主要原因在于：常规浸出条件下，矿石中的Mn₂O₃、MnO₂及硅酸锰浸出率低，尤其是矿石中的硅酸锰，难以实现有效浸出(参见周晓燕等，从加纳某碳酸锰矿石中浸出锰的试验研究，湿法冶金，2013.2，32(1),24-26)。

为了改善对硅酸锰的浸出效果，研究人员还开发了各种工艺，主要方法如下：

1.添加氟化物浸出：申请号为201310539508.4的中国专利公开了“一种浸出含硅酸锰锰矿的方法”，在30℃～98℃的温度下搅拌反应0～8小时后，加入锰矿质量0.02～0.10倍氟化物，继续搅拌反应0.5～4小时得到反应浸出液，锰的浸出率大于95％。该方法虽然能够将硅酸锰有效浸出，但溶液中存在的氟离子会造成阳极板的腐蚀，降低其使用寿命，因此难以工业应用。

2.高余酸浸出锰矿石工艺：申请号为201210307235.6的中国专利公开了一种“高余酸浸出锰矿石工艺方法”，通过将反应的硫酸浓度保持在3-10g/L，然后使用碳酸钙与硫酸反应，消耗多余的硫酸。该法虽然能够提高矿石的浸出率，但需要消耗大量的碳酸钙中和余酸，且造成酸耗增加，大大提高了制液成本。

3.加压浸出工艺：谢红艳等对低品位锰矿的加压浸出进行了研究(参见谢红艳等，加压浸出低品位锰矿的工艺，中国有色金属学报，2013.6,(6),1701-1711)，控制初始硫酸浓度120g/L，浸出反应温度120℃，硫铁矿量50g，液固比5∶1(5mL/g)，浸出时间100min，浸出压力0.7MPa，搅拌转速500r/min。在优化浸出条件下，锰的浸出率为96％，加压浸出低品位锰矿的工艺对设备要求较高，在电解锰行业尚难应用。

4.细菌浸出：申请号为201280031548.1的中国专利公开了一种“锰回收方法”，在含有3价铁离子的处理液中混合含有锰的被处理物及铁还原细菌，通过铁还原细菌将3价铁离子还原成2价铁离子，以2价铁离子为还原剂使锰离子从被处理物浸出到处理液中，再将锰离子氧化沉淀分离。该方法适应范围较广，但效率偏低。

5.添加还原剂浸出：02116945.4号中国专利公开了“一种改进的菱锰矿湿法提取锰的方法”，在浸出过程中加入1～18％菱锰矿矿石重量的还原剂，如亚硫酸盐、硫代硫酸盐、二氧化硫、黄铁矿、抗坏血酸、羟基胺等，锰的浸出率可达到97％。由于还原剂成本较高，工业应用前景不大。

以上方法对含硅酸锰的矿石的浸出工艺进行了研究探索，但由于成本和设备的因素，尚存在诸多不足。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是，克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种渣量少、浸出率高、硫酸消耗低、综合回收率高的基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法。

为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法，包括以下步骤：

(1)将高品位碳酸锰矿石磨粉，加入到反应器内，然后加入阳极液和浓硫酸进行前段浸出反应，浸出反应时间至少为2h，通过前段浸出将矿石中易浸出的部分先行浸出；

(2)前段浸出反应结束后，检测反应后的余酸，根据反应余酸浓度加入中和剂进行中和；

(3)将步骤(2)中和后的矿浆进行固液分离，得浸出液和一段固体物，一段固体物再投入反应器内，并加入浓硫酸和阳极液进行二段浸出，浸出反应时间至少为2h，通过二段强化浸出，将矿石中难以浸出部分浸出；所述浸出液(一段浸出经固液分离所得溶液)经除杂(特别优选通空气)后再进行固液分离，得到电解合格液；

(4)上述二段浸出结束后，加入低品位碳酸锰矿粉、阳极液和浓硫酸进行中和浸出，使用低品位碳酸锰粉代替碳酸钙等进行中和余酸，显著提高硫酸的利用率；

(5)中和浸出结束后再次加入中和剂，除杂(特别优选通空气方式)；将除杂后的矿浆进行固液分离，得电解合格液和固体渣。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述高品位碳酸锰矿石的矿石品位含锰大于20％，所述低品位碳酸锰矿粉的矿石品位含锰在6％～20％；且高品位碳酸锰矿石中含有硅酸锰(硫含量很低)。这样优选的天然矿物更有利于本发明中阳极液、酸液作用的发挥，且较高品位的矿物更有利于减少运输、磨矿、堆渣等费用支出，降低成本的同时可提高产品中有价金属的回收率(渣带损减少)。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述阳极液的组分中包括至少25g/L(更优选30g/L以上)的硫酸和10g/L(更优选13g/L以上)的锰离子。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述步骤(1)中前段浸出反应的浸出时间为2-6h。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述步骤(2)中，前段浸出反应结束后的终点余酸浓度控制为1-4g/L。

按照以上优选的工艺条件，前段浸出反应的矿石浸出率可达50％-85％。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述中和剂为碳酸钙、氨水、碳酸锰浆料中的一种或多种的组合。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述固液分离的方法为浓密和/或压滤。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述步骤(3)中，二段浸出的温度为55℃-90℃，固液比(主要指一段固体物与阳极液的质量体积比)为1∶1-1∶15，二段浸出反应时间为2-6h。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述步骤(4)中，所述低品位碳酸锰矿粉、阳极液和浓硫酸的添加量根据矿石品位、酸耗、阳极液含酸及二段浸出余酸含量等综合确定，中和浸出的工艺条件为浸出温度40℃-55℃，浸出时间3-8h。

上述的碳酸锰矿石浸出方法，优选的：所述二段浸出结束后的终点余酸浓度控制为15-50g/L。通过高余酸浓度可确保浸出反应进行地更加彻底。

按照以上优选的工艺条件，最终获得的矿渣含锰量可<2.5％，高品位碳酸锰矿石的综合浸出率可>97％。

本发明在对高品位碳酸锰矿浸出行为的深入研究基础上，提出了两段浸出碳酸锰矿、低品位矿中和余酸的改进型碳酸锰矿浸出方法，与现有技术相比，本发明的优点在于：

(1)本发明通过对前段浸出后的料浆经过固液分离后再进行通空气除杂操作，将溶液中重金属杂质转变成含硫化合物固体，而后再次经过固液分离，该工序可对前段浸出溶液中Cu、Zn、Co、Ni等重金属杂质实现单独分离，能够有效回收矿石中的有价元素，具有一定的经济价值；

(2)使用高温高余酸进行二段浸出，可实现进口锰矿中难浸硅酸锰等的有效浸出，提高了矿石的浸出率；

(3)本发明在两段浸出过程中都进行了中和操作，然后再进行固液分离，通过两次中和操作和单独除杂，可减少反应余酸对固液分离设备的腐蚀，延长设备使用寿命；

(4)通过使用低品位碳酸锰矿粉作为高余酸条件下的中和剂，减少了常规工艺条件下双飞粉和氨水的用量，大大减少了中和剂消耗并提高了浓硫酸的利用率；

(5)本发明的工艺可在较宽范围内对进口矿石等高品位碳酸锰矿石和本地矿石等低品位碳酸锰矿石的使用比例进行调整，生产灵活性大；

(6)本发明中浓硫酸加量的增加也可以提高反应器内溶液温度，促进浸出反应的进行，依靠自身反应释放热量升温，无需外加热源，不会额外增加浸出能耗；

(7)本发明的工艺易于实现，无需在原有设备基础上进行较大改动即可实现对高品位碳酸锰矿石(例如进口锰矿)的浸出利用。

总体而言，本发明通过提高浸出余酸浓度及采用两段浸出组合方式，并利用低品位矿粉消耗浸出余酸，具有渣量少、浸出率高、硫酸消耗低、综合回收率高等优点。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1为本发明具体实施方式中碳酸锰矿石浸出方法的工艺流程图。

具体实施方式

为了便于理解本发明，下文将结合较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。

实施例1：

一种如图1所示基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法，包括以下步骤：

(1)将高品位碳酸锰矿石(进口矿石，其品位见下表1)28t磨粉后，投入到反应槽内，加入浓硫酸1t和阳极液300m³(阳极液成分见下表2)，浸出反应时间为2h，矿石浸出率为51.3％，浸出渣含锰为18.9％；

(2)浸出结束后，检测反应余酸为1.2g/L，根据反应余酸浓度加入中和剂氨水中和；

(3)将步骤(2)中和后的矿浆使用浓密机进行液固分离，分离出浸出液和一段固体物20.05t(干计)，分离出的浸出液(成分分析见表3)送入除杂反应器内通空气等进行除杂，除杂后的溶液经自然沉降后实现液固分离，得到电解合格液，所得合格液成分分析见表4，固液分离出的固体物为含Ni、Co、Cu、Zn、Fe等的硫化物，成分见下表5；分离出的一段固体物再投入反应槽内，加入浓硫酸8.66t和阳极液300m³进行二段浸出，浸出温度为55℃，浸出时间6h，固液比建议控制为1∶1-1∶15范围(下同)，二段浸出余酸浓度控制为35g/L，二段浸出进口矿渣锰含量为1.68％，进口矿浸出率为98.03％；

(4)二段浸出结束后，根据矿石品位、酸耗、阳极液含酸及二段浸出余酸含量，综合确定加入低品位碳酸锰矿粉35t(本地矿粉，成分参见下表6)、阳极液少量和浓硫酸4.2t等进行中和浸出，中和浸出的温度控制为40℃-55℃，浸出时间3-8h(以下实施例均控制在此范围内)，使用低品位碳酸锰矿粉中和余酸效果对比如下表7所示；

(5)中和浸出结束后再次加入氨水和碳酸钙中和余酸，并通空气等除杂，将除杂后所得矿浆使用压滤进行固液分离，得固体渣和电解合格液，所得固体渣含锰为2.35％(未洗涤烘干渣)；所得电解合格液与步骤(3)中所得电解合格液合并(成分如下表8所示)进行电解。

表1：高品位碳酸锰矿石成分分析表(％)

元素	Mn	TFe	FeO	SiO₂	Al₂O₃	CaO	MgO	C	S	V
											含量	28.21	0.98	1.06	11.83	1.18	6.38	5.32	9.47	0.12	0.0247

表2：实施例1阳极液成分分析表

成分	H₂SO₄	Mn²⁺
			含量(g/L)	35	15

表3：实施例1前段浸出结束时溶液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	28.08	12.9	4.05	9.24	2.74	220.64

表4：实施例1前段浸出所得合格液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	27.58	1.06	0.65	1.06	0.78	0.68

表5：实施例1固液分离所得产物成分表(％)

成分	Mn	Fe	Cu	Zn	Ni	Co	S
								含量	12.31	5.14	1.32	3.22	2.51	5.62	32.14

表6：低品位碳酸锰矿粉成分分析表(％)

元素	Mn	TFe	FeO	SiO₂	Al₂O₃	CaO	MgO	C	S	V
											含量	11.59	3.44	2.08	35.03	7.86	10.80	1.98	6.05	2.32	0.0076

表7：低品位矿和碳酸钙中和余酸效果对比

	低品位矿(11.59)	碳酸钙(纯度95％)
			投入量(t)	25	0
碳酸钙使用量	0.33	11.3
			锰浓度提高量(g/L)	9.1	0

表8：实施例1最终合格液成分表

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	33.82	1.26	0.85	1.34	0.68	1.23

实施例2：

(1)将高品位碳酸锰矿石(进口矿石，其品位见上表1)50t磨粉后，投入到反应槽内，加入浓硫酸12t和阳极液300m³(阳极液成分见表2)，浸出反应时间为4h，矿石浸出率为62.5％，浸出渣含锰为16.4％；

(2)浸出结束后，检测反应余酸为2.1g/L，根据反应余酸浓度加入人工合成的碳酸锰浆料和氨水中和余酸；

(3)将步骤(2)中和后的矿浆使用浓密机和压滤组合进行液固分离，分离出浸出液和一段固体物32.1t(干计)，分离出的浸出液(成分分析见表9)放入除杂反应器内通空气等进行除杂，除杂后经浓密再次进行压滤分离，所得溶液为电解合格液，所得合格液成分分析见表10；固液分离出的固体物为含Ni、Co、Cu、Zn、Fe等的硫化物，成分见表11；分离出的一段固体物再投入反应槽内，加入浓硫酸12.9t和阳极液32.5m³进行二段浸出，浸出温度为90℃，浸出时间4h，二段浸出余酸为15g/L，二段浸出进口矿渣锰含量为0.76％，进口矿浸出率为99.14％；

(4)二段浸出结束后，根据矿石品位、酸耗、阳极液含酸及二段浸出余酸含量，综合确定加入低品位碳酸锰矿粉25t(参见上表6)、阳极液268m³和浓硫酸0.7t等进行中和浸出；

(5)中和浸出结束后再次加入氨水和碳酸钙中和余酸，并通空气等除杂，将除杂后所得矿浆使用浓密机进行固液分离，得固体渣和电解合格液，所得固体渣含锰为1.69％(未洗涤烘干渣)；所得电解合格液与步骤(3)中所得电解合格液(其成分如下表12所示)合并进行电解。

表9：实施例2前段浸出结束时溶液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	44.32	24.10	6.85	17.30	5.86	450.12

表10：实施例2前段浸出所得合格液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	43.01	0.96	0.78	1.02	0.82	0.64

表11：实施例2固液分离所得产物成分表(％)

成分	Mn	Fe	Cu	Zn	Ni	Co	S
								含量	11.32	6.23	1.86	2.64	3.56	6.88	34.24

表12：实施例2最终合格液成分表

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	40.06	1.42	1.01	0.98	0.72	0.69

实施例3：

(1)将高品位碳酸锰矿石(进口矿石，其品位见上表1)40t磨粉后，投入到反应槽内，加入浓硫酸13t和阳极液300m³(阳极液成分见表2)，浸出反应时间为6h，矿石浸出率为85.02％，浸出渣含锰量为8.5％；

(2)浸出结束后，检测反应余酸为4g/L，根据反应余酸浓度依次加入人工合成的碳酸锰浆料、碳酸钙和氨水中和余酸；

(3)将步骤(2)中和后的矿浆使用压滤进行液固分离，分离出浸出液(成分分析见表13)和一段固体物20t(干计)，分离出的浸出液放入除杂反应器内通空气等进行除杂，除杂后经浓密再次进行自然沉降，所得溶液为电解合格液，所得合格液成分分析见表14，固液分离出的固体物为含Ni、Co、Cu、Zn、Fe等的硫化物，成分见表15；分离出的一段固体物再投入反应槽内，加入浓硫酸6.8t和阳极液100m³进行二段浸出，浸出温度为65℃，浸出时间3h，二段浸出余酸为50g/L，二段浸出进口矿渣锰含量为1.46％，进口矿浸出率为98.3％；

(4)二段浸出结束后，根据矿石品位、酸耗、阳极液含酸及二段浸出余酸含量，综合确定加入低品位碳酸锰矿粉28.6t(参见上表6)、阳极液200m³和浓硫酸少量进行中和浸出；

(5)中和浸出结束后再次加入人工合成的碳酸锰浆料和氨水中和余酸，并通空气等除杂，将除杂后所得矿浆使用浓密和压滤组合进行固液分离，得固体渣和电解合格液，所得固体渣含锰为3.12％(未洗涤烘干渣)；所得电解合格液与步骤(3)中所得合格液合并(成分如下表16所示)进行电解。

表13：实施例3前段浸出结束时溶液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	46.51	28.32	8.65	23.04	5.13	423.80

表14：实施例3前段浸出所得合格液成分

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	45.02	1.02	1.16	0.93	0.68	0.89

表15：实施例3固液分离所得产物成分表(％)

成分	Mn	Fe	Cu	Zn	Ni	Co	S
								含量	13.50	4.41	2.25	1.86	2.68	5.83	30.63

表16：实施例3最终合格液成分表

成分	ρ(Mn)/g·L^-1	ρ(Zn)/mg·L^-1	ρ(Cu)/mg·L^-1	ρ(Ni)/mg·L^-1	ρ(Co)/mg·L^-1	ρ(Fe)/mg·L^-1
							浓度	36.82	0.97	1.34	1.55	0.79	1.56

Claims

1.一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于，包括以下步骤：

（1）将含有硅酸锰的高品位碳酸锰矿石磨粉，加入到反应器内，然后加入阳极液和浓硫酸进行前段浸出反应，浸出反应结束后的终点余酸浓度控制为1-4 g/L，浸出反应时间至少为2h；

（2）前段浸出反应结束后，检测反应后的余酸，根据反应余酸浓度加入中和剂进行中和；

（3）将步骤（2）中和后的矿浆进行固液分离，得浸出液和一段固体物，一段固体物再投入反应器内，并加入浓硫酸和阳极液进行二段浸出，浸出结束后的终点余酸浓度控制为15-50 g/L，浸出反应时间至少为2h；所述浸出液经空气除杂后再进行固液分离，得到电解合格液；

（4）上述二段浸出结束后，加入低品位碳酸锰矿粉、阳极液和浓硫酸进行中和浸出；

（5）中和浸出结束后再次加入中和剂，除杂；将除杂后的矿浆进行固液分离，得电解合格液和固体渣；

所述阳极液的组分中包括至少25g/L的硫酸和10g/L的锰离子。

2.根据权利要求1所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述高品位碳酸锰矿石的矿石品位含锰大于20%，所述低品位碳酸锰矿粉的矿石品位含锰在6%～20%。

3. 根据权利要求1所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述步骤（1）中前段浸出反应的浸出时间为2-6 h。

4.根据权利要求1～3中任一项所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述中和剂为碳酸钙、氨水、碳酸锰浆料中的一种或多种的组合。

5.根据权利要求1～3中任一项所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述固液分离的方法为浓密和/或压滤。

6. 根据权利要求1～3中任一项所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述步骤（3）中，二段浸出的温度为55℃-90℃，固液比为1∶1-1∶15，二段浸出反应时间为2-6 h。

7.根据权利要求1～3中任一项所述的碳酸锰矿石浸出方法，其特征在于：所述步骤（4）中，所述低品位碳酸锰矿粉、阳极液和浓硫酸的添加量根据矿石品位、酸耗、阳极液含酸及二段浸出余酸含量综合确定，中和浸出的工艺条件为浸出温度40℃-55℃，浸出时间3-8h。