一种采用组合粒级梯度磁选工艺提高超贫锰矿中锰品位的方法
技术领域
本发明涉及一种超低品位锰矿石选矿的选矿方法,尤其是一种超低品位碳酸锰矿(也称菱锰矿)通过分级组合、梯度磁选选矿工艺提高矿石中锰品位的方法。
背景技术:
我国是电解锰生产与出口大国,更是锰矿石消耗和进口大国。据不完全统计,我国2012年电解锰产能达到240万吨以上,出口量占全世界总出口量的90%以上,连续十余年占居世界第一出口大国位置;与此同时,我国也是世界锰矿石第一进口大国,每年要花费大量外汇进口矿石。按照我国电解锰企业现有技术条件,以进入电解锰生产环节矿粉含锰18%计算,年需锰矿石2000万吨以上。由于锰矿原料短缺、技术开发滞后,导致我国电解锰的实际产量不足产能的一半,从而进一步导致企业生产成本攀升、还本付息能力降低、企业效益下滑。在锰矿供应不足、外汇高价进口、生产成本居高不下的严峻形势下,结合我国锰矿资源贫乏且低品位矿居多的国情,提高低品位锰矿利用率,有利于锰矿产业可持续发展,对保障我国锰资源战略安全均具有重要意义。
目前,国内大部分电解企业对于碳酸锰矿的直接利用品位一般要求锰含量在15%以上,为了充分利用锰矿资源,出现了一些提高低品位碳酸锰矿品位的方法,在实际生产当中具有代表性的有以下几种:⑴掺富法。即对于含锰量低于13%的矿混合部分富锰矿,使其锰含量提升到可直接利用的品位;⑵浮选法。一般要求将矿石破碎研磨到-0.1mm以细,通过调浆,添加各种阳离子/阴离子捕收剂、脂肪酸类、盐类、碱、起泡剂、抑制剂等浮选化学药剂进行鼓泡浮选,将非锰矿物分离除去,提高锰矿品位;⑶磁选法。通过强磁磁选机对破碎到一定粒度的矿石进行磁选,在一定程度上可以提高矿石品位。ZL201310647216.2和ZL201110349671.5便是采用此法;⑷焙烧法。即将矿石与某些助剂拌和后,于高温进行焙烧,使矿石中的锰与添加剂反应生成可溶性锰盐,进行直接浸取提锰。ZL200410069373.0和ZL201110280549.7便采用此法。
在目前这些方法中,“掺富法”并不科学,此法为了将锰的品位提高而掺和高品位锰矿,表面上看好像是将低品位提高了,可反过来看,是将高品位降低了,使富矿人为地变成了贫矿,本来高品位锰矿直接利用率生产效率会更高,成本更低些,如果将其与低品位锰矿掺和,相对来说降低了高品位锰矿的生产效率。而“浮选法”流程相对较为复杂,不仅在选矿过程中要添加品种繁多的各种化学药剂,这些浮选药剂如果不加以很好地处理直接排放,将对环境产生不良影响;而且入选粒度细,需要增加磨矿时间,会大幅度增加能量消耗,增加生产成本,对节能减排降耗很不利。“焙烧法”更不可取,将大量矿石在高温处理,不但能耗高,而且在生产过程中会产生大量烟气和粉尘,处理不当会对环境产生严重污染。“磁选法”是最经济和实用的方法,具有投入少,流程简单、效率高,环境友好等许多优点,但目前的磁选法入选粒度、磁选方式、磁选机和磁场强度的匹配选择不太合理,也没有进行详细研究,因此磁选效果不理想。
发明内容
为了解决上述问题,有效提高超低品位锰矿资源利用率和综合回收率、降低选矿成本,本发明提供一种提高超低品位锰矿特别是超低品位碳酸锰矿(也称菱锰矿)中锰品位的选矿方法。本方法经济可行。包括以下几个步骤:
⑴将超低品位锰矿石破碎后磨矿至小于20mm矿料占比不低于70%,检验筛分;
⑵以20mm分级筛进行筛分分级,将大于20mm矿料返回再次破碎,小于20mm矿料用于制样;
⑶将-20mm矿料进一步筛分分级,制备成8-20mm、6-8mm、4-6mm、2-4mm、1-2mm、0.1-1mm、小于0.1mm多个粒级,根据矿物性质确定;
⑷对粒度较粗的8-20mm、6-8mm、4-6mm、2-4mm、1-2mm等五个粒级矿料,分别进行干式梯度磁选,即将矿料以10000Gs、12000Gs、13000Gs、14000Gs、15000Gs五级(可以增减)梯级组合干式磁选机磁选,分别得到精矿;
⑸对0.1-1mm矿料,直接加水调浆,矿浆浓度控制在30~50wt%,搅拌分散;对于小于0.1mm以下细粒级矿料,先加水调浆,控制矿浆浓度30~50wt%,再加入干矿重量0.05%~0.1%的分散剂,搅拌分散;
⑹采用周期式脉动高梯度磁选机对⑸所述的浆料进行磁选,控制背景磁感应强度在0.8~1.2T(根据磁选效果进行调节),脉动周期300~600r/min(根据磁选效果进行调节),得到锰精矿;
⑺对步骤⑷所得精矿进行检测,如果锰的品位未能达到预期,则将所得精矿进一步破碎磨矿至小于1mm,并按⑶进一步分级为成若干粒级产品后,按照⑸和⑹步骤进行。
本发明方法投入少,操作简单,环境友好,经济可行。
附图说明
图1为试验样品制备加工流程图。
具体实施方式:
下面通过具体实例对本发明作进一步说明,而不是对本发明的限制。
实施例1:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度8-20mm。原矿品位锰含量8.46%。以10000Gs干式磁辊进行磁选,精矿品位锰含量20.91%,回收率69.84%。详细结果见表1。
表1入选粒度8-20mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
8-20mm精矿 |
20.91 |
69.84 |
8-20mm尾矿 |
5.09 |
30.16 |
8-20mm原矿 |
8.46 |
100.00 |
实施例2:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度6-8mm。原矿品位锰含量8.90%。以14000Gs干式磁辊进行磁选,精矿品位锰含量18.47%,回收率93.88%。详细结果见表2。
表2入选粒度6-8mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
6-8mm精矿 |
18.47 |
93.88 |
6-8mm尾矿 |
1.40 |
6.12 |
6-8mm原矿 |
8.90 |
100.00 |
实施例3:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度4-6mm。原矿品位锰含量8.90%。以13000Gs干式磁辊进行磁选,得到磁选产品,精矿品位锰含量18.53%,回收率95.18%。详细结果见表3。
表3入选粒度-6+4mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
4-6mm精矿 |
18.53 |
92.18 |
4-6mm尾矿 |
1.56 |
7.82 |
4-6mm原矿 |
8.90 |
100.00 |
实施例4
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度2-4mm。原矿品位锰含量13.61%。以12000Gs干式磁辊进行磁选,得到磁选产品,精矿品位锰含量22.25%,回收率90.30%。详细结果见表4。
表4入选粒度-4+2mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
2-4mm精矿 |
22.25 |
90.30 |
2-4mm尾矿 |
2.95 |
9.70 |
2-4mm原矿 |
13.61 |
100.00 |
实施例5
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度1-2mm。原矿品位锰含量7.86%。以15000Gs干式磁辊进行磁选,得到磁选产品,精矿品位锰含量18.03%,回收率87.78%。详细结果见表5。
表5入选粒度-2+1mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
1-2mm精矿 |
18.03 |
87.78 |
1-2mm尾矿 |
2.01 |
12.22 |
1-2mm原矿 |
7.86 |
100.00 |
实施例6
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度6-8mm。原矿品位锰含量10.21%。先以10000Gs干式磁辊进行初选,将中矿和尾矿合并,再以12000Gs磁选,再将尾矿以13000Gs进行磁选,将三次磁选精矿合并得到磁选产品。产品锰含量18.51%,回收率92.26%。详细结果见表6。
表6入选粒度-8+6mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
6-8mm精矿 |
18.51 |
92.26 |
6-8mm尾矿 |
3.76 |
7.74 |
6-8mm原矿 |
10.21 |
100.00 |
实施例7
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度0.075-1mm。加水调浆至矿浆浓度为50wt%,加入干粉重量0.05%六偏磷酸钠作分散剂,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为0.8T,脉动周期为400r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。精矿中锰含量18.21%,回收率81.60%。详细结果见表7。
表7入选粒度-1+0.075mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
精矿 |
18.21 |
81.60 |
尾矿 |
2.63 |
18.40 |
原矿 |
8.71 |
100.00 |
实施例8:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度小于0.075mm。加水调浆至矿浆浓度为30wt%,加入干粉重量0.06%六偏磷酸钠作分散剂,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为1.2T,脉动周期为600r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。精矿中锰含量19.51%,回收率85.60%。详细结果见表8。
表8入选粒度-0.075mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
精矿 |
19.51 |
85.60 |
尾矿 |
3.16 |
14.40 |
原矿 |
6.57 |
100.00 |
实施例9:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度0.1-0.5mm。加水调浆至矿浆浓度为30wt%,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为0.8T,脉动周期为600r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。精矿中锰含量21.30%,回收率83.30%。详细结果见表9。
表9入选粒度-0.5+0.1mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
精矿 |
21.30 |
83.30 |
尾矿 |
4.62 |
16.70 |
原矿 |
6.57 |
100.00 |
实施例10:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度0.05-0.1mm。加水调浆至矿浆浓度为30wt%,加入干粉重量0.08%六偏磷酸钠作分散剂,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为1.1T,脉动周期为450r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。精矿中锰含量19.00%,回收率86.23%。详细结果见表10。
表10入选粒度-0.1+0.05mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
精矿 |
19.00 |
86.23 |
尾矿 |
4.25 |
13.77 |
原矿 |
10.89 |
100.00 |
实施例11:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度小于0.05mm。加水调浆至矿浆浓度为30wt%,加入干粉重量0.1%六偏磷酸钠作分散剂,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为1.2T,脉动周期为300r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。精矿中锰含量21.29%,回收率68.18%。详细结果见表11。
表11入选粒度-0.05mm磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
精矿 |
21.29 |
68.18 |
尾矿 |
1.90 |
31.82 |
原矿 |
5.01 |
100.00 |
实施例12:
低品位菱锰矿取自湖北省长阳土家族自治县古城锰矿某矿区,按上述发明内容所述方法加工制备试验样品,入选粒度8-20mm。原矿品位锰含量10.21%。先以10000Gs干式磁辊进行初选,将中矿和尾矿合并,再以13000Gs磁选,再将尾矿以15000Gs进行磁选,将三次磁选精矿合并得到磁选初级产品,锰含量11.24%。将此初级产品进一步破碎至小于1mm,加水调浆至矿浆浓度为40wt%,加入干粉重量0.08%六偏磷酸钠作分散剂,搅拌分散。调节高梯度磁选机背景磁感应强度为1.0T,脉动周期为500r/min。将分散均匀的矿浆泵入调节好参数的周期式脉动式高梯度磁选机中进行磁选,将磁选精矿和尾矿分别过滤烘干,得到各自产品。总精矿中锰含量18.22%,回收率83.09%。详细结果见表12。
表12低品位难选矿石梯级组合磁选产品各指标
磁选产品名称 |
Mn(%) |
回收率(%) |
总精矿 |
18.22 |
83.09 |
总尾矿 |
3.23 |
16.91 |
原矿 |
10.21 |
100.00 |