CN107400790B - 一种由含硅酸锰矿物的高硅锰矿中提取锰的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于湿法冶金及无机化工领域，具体涉及一种由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，工艺步骤包括：预处理：将硅酸锰矿物占30～50%的高硅锰矿矿粉加入浓硫酸进行熟化处理；浸出：a将预处理产物加入水中浸出，分离得到锰浸出液1及浸出渣；b将高硅锰矿石加入锰浸出液1，分离得锰浸出液2及固相浸出产物；固相浸出产物的处理：将固相浸出产物与浓硫酸混合进行熟化处理，分离得到锰浸出液3及浸出渣，浸出液3返回步骤b，用作浸出剂浸出高硅锰矿。本发明在较温和的条件下，除能充分浸出矿石中的菱锰矿矿物外，还能使硅酸锰转化为硫酸锰，锰的浸出率可达90%左右，大幅度地提高了锰的回收利用率，且工业实施较为容易，环境友好。

Description

一种由含硅酸锰矿物的高硅锰矿中提取锰的方法
技术领域
本发明属于湿法冶金及无机化工领域，具体涉及一种由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法。
背景技术
2013年我国锰矿查明资源量为10.3亿多吨，在全球占第六位。我国锰矿资源储量主要集中在广西、湖南、云南、贵州、辽宁、重庆，六省（区）合计的锰资源储量占全国锰矿查明资源储量总量的87.6%。其中，氧化锰矿石约占锰矿资源储量总量的25.0%，碳酸锰矿石约占56.0%，其它类型锰矿石约占19.0%。但我国锰资源的特点是贫矿多、杂矿多，矿层薄、难采、难选，我国锰矿的平均品位仅约16%，锰富矿（指锰含量≥30%的氧化锰矿或锰含量≥25%的碳酸锰矿）仅占6.4%，富矿严重短缺。而近年来，我国锰资源的消耗量已达到全球锰资源消耗量的50%以上，锰合金和电解锰产量均位居世界第一，成为全球最大的锰矿石进口国及最大的锰消耗国。
锰的用途非常广泛。目前大约90%的锰被消耗于钢铁工业，约10%的锰用于有色冶金、电子、电池、化工、农业等行业。而且，近年来，随电动汽车等的迅速发展，锰在锂离子电池行业中的用量也逐年增大。
工业上生产金属锰及锰盐（硫酸锰、碳酸锰、电解二氧化锰等）的原料主要为菱锰矿（碳酸锰矿，一般要求Mn含量大于21%）、软锰矿（氧化锰矿，要求锰含量大于25%），其SiO2含量为18%左右。对软锰矿原料的处理方法主要有高温还原焙烧浸取和直接还原浸取两种方法。直接还原浸取是近年来国内应用较广的方法，但该方法对较低品位及复杂的锰矿浸出效果不佳。为提高锰的浸出率，李小英等（“高硅低品位锰矿加压浸出锰的试验” ，《云南冶金》2014年8月第43卷第4期，第28-31页）公开了一种在酸性体系中采用加压酸浸浸出锰的方法，硫酸浓度130g/L，水矿比5:1，浸出温度100-105℃，浸出时间2h，黄铁矿用量为锰矿量的30%，锰矿粒度小于0.147mm的占到90%以上，搅拌转速750r/min，氮气压力0.5MPa，在此条件下，锰浸出率可以达到97%以上。但是，该方法试验原料的主要矿物组成为软锰矿（占锰矿物总量90%以上）。对于含有部分硅酸锰矿物的锰矿（SiO2含量为37%左右），采用现有常规浸出方法浸出制备锰盐时，由于浸出的是矿石中以菱锰矿、软锰矿型态存在的锰，而硅酸锰矿物型态的锰难以浸出，进入渣中未能得到利用，造成锰的浸出率低，不经济。因此，对Mn含量大于30%的含硅酸锰的高硅锰矿，通常是将其作为火法冶炼生产锰铁合金、锰硅合金的原料。虽然Mn含量为17%左右的低品位高硅锰矿，经过磁选可将Mn含量提高到21%左右，但锰品位提高幅度有限，使得大量Mn含量为17%左右的高硅低品位锰矿尚未得到利用。鉴于我国高硅锰矿总量较大，锰矿的主要矿物组成又各不相同的状况，研发一种由含硅酸锰矿物的锰矿原料提取锰的湿法冶金处理方法，提高低品位高硅锰矿资源锰的利用率，对于缓解我国锰矿资源紧缺的局面具有现实意义。
发明内容
本发明的目的在于提供一种由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法。该方法是以浓硫酸预处理高硅锰矿，破坏硅酸锰矿物的晶体结构，使大部分硅酸锰转变为硫酸锰，然后以水浸出预处理产物而实现。其工艺简单、易于操作控制，可较大幅度提高高硅锰矿，特别是锰含量低于22%的低品位高硅锰矿的锰利用率，锰的浸出率可达90%左右。同时，浸出液经制备硫酸锰后，母液可循环使用，环境友好，综合利用率高。
实现上述发明目的，本发明采用的具体技术方案如下：
一种由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于包括以下工艺步骤：
A、预处理：将Mn含量为19～25.5%的高硅锰矿磨矿成-200目占90～95%的矿粉，加入浓硫酸，搅拌混匀，于135～165℃下熟化处理60～100min，冷却后粉碎至60%过60目筛，得预处理产物；所述的高硅锰矿中硅酸锰矿物占23～50%；
B、浸出：
a、将预处理产物加入水中，在水矿比2.0～4.0，温度20～70℃下搅拌水浸20～50min，经固液分离得到锰浸出液1及浸出渣；锰的浸出率在80%以上；
b、将高硅锰矿粉加入温度为70～90℃的锰浸出液1中，锰浸出液1的加入量按高硅锰矿石中菱锰矿理论酸耗的1.3～1.5倍计，搅拌反应2～3h，经固液分离得锰浸出液2及固相浸出产物；固相浸出产物中残余的锰矿物主要为未被浸出的硅酸锰，占85%，其余主要为菱锰矿；
C、固相浸出产物的处理：将固相浸出产物与浓硫酸混合，然后在温度为140～160℃的条件下预处理60～90min；再在水矿比2.0～3.0，温度20～70℃下水浸20～40min，经固液分离得到锰浸出液3及浸出渣，浸出液3返回步骤b，用作浸出剂浸出高硅锰矿。
步骤B（a）或步骤C中所述的水矿比，即水的质量与矿石的质量之比。
进一步地，在步骤A中，所述预处理的浓硫酸过量系数为2.4～3.0；预处理的温度为150～160℃；预处理的时间为70～80min。
进一步地，在步骤B中，所述预处理产物的浸出温度为30～50℃，浸出时间为30～40min，浸出水矿比为2.0～3.0。
进一步地，在步骤C中，所述固相浸出产物与浓硫酸混合时，浓硫酸的过量系数为2.7～3.0。
所述锰浸出液1和锰浸出液3中均含有70～150g/L的H2SO4，硫酸含量较高，因而进一步通过步骤B（b）将其用于浸出高硅锰矿中的菱锰矿（即碳酸锰矿），并降低酸耗；浸出渣的主要成分为SiO2，可将其用于制备建筑用砖。
所述浸出液2中H2SO4的含量为5～10g/L，含量较低，因而直接用于制备硫酸锰等锰盐；固相浸出产物锰含量为12～20%，主要为未被浸出的硅酸锰矿，按步骤C进行预处理后再浸出其中的锰。
Mn含量低于17%的高硅锰矿，先粉粹至-10mm，再经磁选得到Mn含量为19～25.5%的高硅锰矿。
以上涉及到的百分数均为质量百分数（mass%）或称重量百分数（at%）。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
现有的硫酸浸出锰矿的方法，仅适合锰的矿物形态为菱锰矿（碳酸锰矿）或软锰矿（氧化锰矿）的锰矿石。在工业生产中，通常采用过量的硫酸在80℃左右浸出3h，锰矿物形态为菱锰矿的碳酸锰矿锰浸出率即可达95%左右；对锰矿物形态为软锰矿的氧化锰矿，则采用还原焙烧-硫酸浸出或硫酸加还原剂（如硫铁矿粉、Fe2+等）浸出的方法，锰的浸出率可达93%左右。但对于部分锰矿物为硅酸锰（占35%左右）的高硅锰矿，采用以上方法进行处理时，由于矿石中的硅酸锰矿物不能被浸出，因而锰的浸出率仅能达65%左右，锰的利用率低。
而本发明的硫酸预处理-水浸出处理高硅锰矿（高硅锰矿、预处理产物中硅酸锰矿物中的锰占锰总量的30～85wt%）的方法，在预处理阶段，由于混料时矿石中的菱锰矿矿物大部分与硫酸反应转变为硫酸锰，同时矿石中的硅锰矿矿物也充分暴露出来并在预处理阶段被硫酸分解，使硅酸锰转化为硫酸锰（XRD分析表明，浸出渣中硅的形态为氧化硅）。因而在后续较温和的浸出条件下，即常压，温度20～70℃下水浸20～50min，即可获较高的锰的浸出率（可达90%左右），大幅度地提高了锰的回收利用率。具体说明如下：
1、较之氧化锰矿的还原焙烧（碳还原焙烧温度850℃左右），本发明高硅锰矿的硫酸预处理温度仅在135～165℃，温度较低，预处理技术条件较温和，生产设备简单，工业实施较为容易。
2、较之碳酸锰矿的浸出（80℃左右浸出3h），本发明预处产物浸出时间为20～50min，浸出温度为20～70℃，浸出时间短，浸出温度较低，因而浸出设备产能较高、较易操作控制。
3、由于本发明在对高硅锰矿或固相浸出产物进行处理时采用的是过量系数为2.4～3.0的浓硫酸，且经固液分离后的锰浸出液1和锰浸出液3中均含有70～150g/L的H2SO4，含量较高，因而采用进一步将其用于浸出高硅锰矿中的菱锰矿（即碳酸锰矿）的方式，不但使浸出液余酸得到有效利用，酸耗得到有效降低，而且浸出液经制备硫酸锰后，母液可循环使用，环境友好，综合利用率高，同时由于无需添加氟化铵、氟化锰或氟化钙等氟盐，三废的处理较易解决。
4、由于固相浸出产物中残余的锰矿物主要为硅酸锰（约占85%）及部分菱锰矿（约占15%)，因而通过对其进行硫酸预处理-水浸出处理后，即可将固相浸出产物中约76%的锰浸出，锰的利用率较高。
总之，利用含硅酸锰矿物的锰矿原料提取锰的湿法冶金处理方法，不但提高了低品位高硅锰矿资源锰的利用率，而且有助于缓解我国锰矿资源短缺的现状，并能带来一定的经济效益及较好的社会效益。
附图说明
图1为本发明方法的工艺流程示意图。
具体实施方式
以下通过实施例的具体实施方式对本发明的上述内容作进一步的详细说明，但不应将此理解为本发明上述主题的范围仅限于以下的实例，凡基于本发明上述内容所实现的高硅锰矿浓硫酸预处理-浸出工艺均属于本发明的范围。
本发明以下实施例所采用的高硅锰矿矿石的主要化学成分见表1。
实施例1 预处理及浸出
本例所用高硅锰矿为表1所示的1#矿样。1#矿样的锰矿物组成为菱锰矿占64%，硅酸锰矿占35%，铁锰氧化物占1%。
A、预处理：将矿样磨矿成-200目占90%的矿粉，向矿粉中加入浓硫酸，搅拌混合均匀，得预处理产物；将预处理产物置于保温装置（烘箱、箱式炉或隧道窑）中，保温陈化。
高硅锰矿（1#矿样）预处理的技术条件为：浓硫酸过量系数2.4～3.0，预处理温度135～165℃，预处理时间60～100min，分别得到以下四份预处理产物：
Ⅰ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数2.4，预处理温度165℃的条件下陈化100min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Y-1的预处理产物。
Ⅱ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数2.7，预处理温度135℃的条件下陈化80min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Y-1的预处理产物。
Ⅲ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数2.7，预处理温度150℃的条件下陈化60min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Y-3的预处理产物。
Ⅳ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数3.0，预处理温度145℃的条件下陈化70min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Y-4的预处理产物。
B、浸出：将预处理产物加入水中，搅拌浸出，固液分离即得锰浸出液1及浸出渣。
将前述获得的四份预处理产物（固相物料）在水矿比3.0，浸出温度30℃条件下浸出30min，固液分离得锰浸出液及浸出渣。锰的浸出结果见表2。
实施例2 预处理及浸出
本例采用的高硅锰矿与实施例1相同，即表1所示的1#矿样。
在浓硫酸过量系数2.7、预处理温度150℃、陈化80min的条件下，投入矿粉600.0进行预处理，然后将预处理产物（1155.6g）等分为6份，待用。
预处理产物浸出的技术条件为：浸出水矿比2.0～3.0，浸出温度20～70℃，浸出时间20～50min。
Ⅰ、取192.6g预处理产物，将其投入300mL水中，于20℃下浸出30min，固液分离，将湿渣于110℃烘干，得浸出渣61.53g、浸出液1 475mL，该溶液含Mn36.1g/L、H2SO4含量82.6/L。浸出渣含锰4.41%，以渣计锰浸出率为86.38%。
Ⅱ、取192.6g预处理产物，将其投入200mL水中，于70℃下浸出20min，固液分离，将湿渣于110℃烘干，得浸出渣61.45g、浸出液1 372mL，该溶液含Mn46.0g/L、H2SO4含量105.5g/L。浸出渣含锰4.53%，以渣计锰浸出率为86.03%。
Ⅲ、取192.6g预处理产物，将其投入250mL水中，于50℃下浸出50min，固液分离，将湿渣于110℃烘干，得浸出渣61.24g、浸出液1 429mL，该溶液含Mn40.1g/L、H2SO4含量91.2g/L。浸出渣含锰4.33%，以渣计锰浸出率为86.69%。
实施例3 加入高硅锰矿粉进一步浸出
由于浸出液1的H2SO4含量较高（为70～106g/L），因此可通过加入菱锰矿粉或高硅锰矿粉与溶液中的H2SO4反应，利用溶液中的硫酸。采用菱锰矿粉的反应较简单，故本法以高硅锰矿粉为原料进行中合反应为例进行说明。
将实施例2按Ⅰ-Ⅲ分别得到的浸出液1混合后（混合液中含Mn40.2g/L、H2SO4含量91.8g/L），在温度为70～90℃下加入矿粉（按矿石中菱锰矿理论酸耗1.3～1.5倍计），搅拌反应2～3h，固液分离得浸出液2及固相浸出产物（含有未被浸出的锰）。浸出液2用于制备锰盐（硫酸锰等）；固相浸出产物锰含量约13%，其含锰矿物主要硅酸锰矿物，将其进行预处理后再浸出其中的锰；得到的H2SO4含量较高的浸出液再用于浸出锰矿，如此交替循环进行，不但可获得较高的锰回收率，且三废处理较容易。以下分别通过两个具体操作实例进行说明：
（3-1） 投入矿粉100.0g，按浓硫酸过量系数1.3（按矿石中菱锰矿的锰量计）加入混合液322mL，在反应温度为90℃下搅拌反应2h，固液分离得浸出液2 372mL（锰含量61.7g/L、H2SO4含量5.9g/L）及固相浸出产物78.1g（Mn含量12.63%)。浸出液2用于制备硫酸锰等锰盐；以固相浸出产物计锰浸出率50.51%（菱锰矿浸出率77.3%）。
（3-2）投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数1.5（按矿石中菱锰矿的锰量计）加入混合液372mL，在反应温度为70℃下搅拌反应3h，固液分离得浸出液2 420mL（锰含量64.7g/L、H2SO4含量13.3g/L）及固相浸出产物71.6g（Mn含量11.03%)。浸出液2用于制备硫酸锰等锰盐；以固相浸出产物计，锰浸出率60.37%（菱锰矿浸出率94.33%）。
实施例4 固相浸出产物的处理
固相浸出产物其含锰矿物主要为硅酸锰矿物及少量菱锰矿，可将其进行预处理后再于锰矿的浸出制备含锰浸出液。将实施例3（3-1）和（3-2）得到的固相浸出产物混合后，固相浸出产物Mn含量为11.89%、SiO2含量为52.16%。固相浸出产物中85%的锰的矿物形态为硅酸锰矿物。固相浸出产物预处理的技术条件为：硫酸过量系数2.7～3.0，预处理温度140～160℃，预处理时间60～90min。以下分别通过两个具体操作实例进行说明：
（4-1）投入固相浸出产物60.0g，在浓硫酸过量系数2.7，预处理温度160℃的条件下陈化60min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号y-1的预处理产物。
（4-2）投入固相浸出产物60.0g，在浓硫酸过量系数3.0，预处理温度140℃的条件下陈化90min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号y-2的预处理产物。
将上述两个预处理产物分别用150mL水，在温度50℃条件下浸出30min，固液分离得锰浸出液3（含Mn约26g/L，H2SO4 约95g/L）及浸出渣。锰的浸出结果见表3。
上述高硅锰矿（表1所示的1#矿样）经酸浸、酸浸产物预处理、预处理产物水浸后，锰的总浸出率可达88%左右。浸出渣SiO2含量为76%左右，可用作生产建筑用砖的原料。
实施例5 预处理及浸出
本例所用高硅锰矿为表1所示的2#矿样。2#矿样为1#矿样经磁选得到的锰精矿（磁选工序锰回收率90%）。2#矿样的锰含量22.32%，其锰矿物组成为菱锰矿占64.2%，硅酸锰矿占36.3%，铁锰氧化物占0.5%。
A、预处理：将矿样粉至-200目占93%，向矿粉中加入浓硫酸，搅拌混合均匀，得预处理产物；将预处理产物置于保温装置（烘箱、箱式炉或隧道窑）中，保温陈化。
高硅锰矿（2#矿样）预处理的技术条件为：硫酸过量系数2.4～2.5，预处理温度140～160℃，预处理时间70～90min。分别得到以下四份预处理产物：
Ⅰ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数2.4，预处理温度160℃的条件下陈化90min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Z-1的预处理产物。
Ⅱ、投入矿粉100.0g，在浓硫酸过量系数2.5，预处理温度140℃的条件下陈化80min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Z-2的预处理产物。
Ⅲ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.4，预处理温度150℃的条件下陈化70min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Z-3的预处理产物。
Ⅳ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.5，预处理温度150℃的条陈化80min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号Z-4的预处理产物。
B、浸出：将预处理得到的固相产物加入水中，搅拌浸出，固液分离即得锰浸出液1及浸出渣。
将前述获得的四份预处理产物（固相物料）在水矿比3.5，浸出温度70℃条件下浸出50min，固液分离得锰浸出液1及浸出渣。锰的浸出结果见表4。
实施例6 预处理及浸出
本例采用的高硅锰矿与实施例5相同，即表1所示的2#矿样。
在硫酸过量系数2.5、预处理温度150℃、陈化80min的条件下，投入矿粉600.0进行预处理，然后将预处理产物（1156.2g）等分为3份，待用。
固相预处理产物的浸出技术条件为：浸出水矿比2.0～3.0，浸出温度50～70℃，浸出时间30～50min。
Ⅰ、取385.4g预处理产物，将其投入600mL水中，于50℃下浸出30min，固液分离、洗涤，得浸出液1 920mL，该溶液含Mn45.66g/L、H2SO4含量89.2g/L。将湿渣于110℃烘干，得浸出渣117.2g、浸出渣含锰1.80%，以渣计锰浸出率为95.3%。
Ⅱ、取385.4g预处理产物，将其投入400mL水中，于70℃下浸出40min，固液分离，洗涤，得浸出液1 721mL，该溶液含Mn45.66g/L、H2SO4含量114.2g/L。将湿渣于110℃烘干，得浸出渣117.6g。浸出渣含锰2.02%，以渣计锰浸出率为94.68%。
Ⅲ、取385.4g预处理产物，将其投入500mL水中，于60℃下浸出50min，固液分离，将湿渣于110℃烘干，得浸出渣115.6g、浸出液1 825mL，该溶液含Mn51.71g/L、H2SO4含量99.6g/L。浸出渣含锰1.65%，以渣计锰浸出率为95.73%。
实施例7
本例所用高硅锰矿为表1所示的3#矿样。3#矿样为锰品位较高的硅锰矿。3#矿样的锰含量25.36%，其锰的矿物组成为菱锰矿占50.1%，硅酸锰矿占49.7%，氧化锰矿占0.2%。
A、预处理：将矿样磨矿成-200目占95%的矿粉，向矿粉中加入浓硫酸，搅拌混合均匀，得预处理产物；将预处理产物置于保温装置（烘箱、箱式炉或隧道窑）中，保温陈化。
3#矿样预处理的技术条件为：硫酸过量系数2.6～2.8，预处理温度150～160℃，预处理时间70～90min。分别得到以下三份预处理产物：
Ⅰ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.6，预处理温度160℃的条件下陈化70min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号H-1的预处理产物201.6g。
Ⅱ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.5，预处理温度150℃的条陈化90min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号H-2的预处理产物197.1g。
Ⅲ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.8，预处理温度150℃的条件下陈化80min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号H-3的预处理产物210.3g。
B、浸出：
a、分别将上述获得的三个预处理产物在水矿比4.0，浸出温度40℃条件下浸出40min，固液分离、洗涤，得锰浸出液1及浸出渣。锰的浸出结果见表5。
b、浸出液1的H2SO4含量为130g/L左右，按照实施列3的方式，通过加入高硅锰矿粉与溶液中的硫酸反应，并经固液分离得浸出液2及固相浸出产物，固相浸出产物含锰20%左右。
C、固相浸出产物的处理：与实施例4相同，经浓硫酸预处理、水浸出后固液分离得到浸出液3及浸出渣，浸出液3返回步骤b，用作浸出剂浸出高硅锰矿。
实施例8
本例所用高硅锰矿为表1所示的4#矿样。4#矿样为锰品位较高的硅锰矿。4#矿样的锰含量24.50%，其锰的矿物组成为菱锰矿占76.4%，硅酸锰矿占23%，氧化锰矿占0.6%。
A、预处理：将矿样磨矿成-200目占93%的矿粉，向矿粉中加入浓硫酸，搅拌混合均匀，得预处理产物；将预处理产物置于保温装置（烘箱、箱式炉或隧道窑）中，保温陈化。
4#矿样预处理的技术条件为：硫酸过量系数2.4～2.5，预处理温度150～160℃，预处理时间70～90min。分别得到以下二份预处理产物：
Ⅰ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.4，预处理温度160℃的条件下陈化70min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号I-1的预处理产物186.4g。
Ⅱ、投入矿粉100.0g，在硫酸过量系数2.5，预处理温度150℃的条件下陈化90min，然后将物料移出烘箱外待用。获得固相物料编号I-2的预处理产物195.5g。
B、浸出：
a、分别将上述获得的二个预处理产物在水矿比2.0，浸出温度20℃条件下浸出25min，固液分离、洗涤，得锰浸出液1及浸出渣。锰的浸出结果见表6。
b、浸出液1的H2SO4含量为140g/L左右，按照实施列3的方式，通过加入高硅锰矿粉与溶液中的硫酸反应，并经固液分离得浸出液2及固相浸出产物，固相浸出产物含锰14%左右。
C、固相浸出产物的处理：与实施例4相同，经浓硫酸预处理、水浸出后固液分离得到浸出液3及浸出渣，浸出液3返回步骤b，用作浸出剂浸出高硅锰矿。

Claims (9)

1.一种由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于包括以下工艺步骤：
A、预处理：将Mn含量为19～25.5%的高硅锰矿磨矿成-200目占90～95%的矿粉，加入浓硫酸，搅拌混匀，于135～165℃下熟化处理60～100min，冷却后粉碎至60%过60目筛，得预处理产物；
B、浸出：
a、将预处理产物加入水中，在水矿比2.0～4.0，温度20～70℃下搅拌浸出20～50min，经固液分离得到锰浸出液1及浸出渣；
b、将高硅锰矿粉加入温度为70～90℃的锰浸出液1中，锰浸出液1的加入量按高硅锰矿石中菱锰矿理论酸耗的1.3～1.5倍计，搅拌反应2～3h，经固液分离得锰浸出液2及固相浸出产物；
C、固相浸出产物的处理：将固相浸出产物与浓硫酸混合，然后在温度为140～160℃的条件下预处理60～90min；再在水矿比2.0～3.0，温度20～70℃下水浸20～40min，经固液分离得到锰浸出液3及浸出渣，浸出液3返回步骤b，用作浸出剂浸出高硅锰矿。
2.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤A中，所述预处理的浓硫酸过量系数为2.4～3.0。
3.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤A中，所述预处理的温度为150～160℃。
4.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤A中，所述预处理的时间为70～80min。
5.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤B中，所述预处理产物的浸出温度为30～50℃。
6.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤B中，所述预处理产物的浸出时间为30～40min。
7.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤B中，所述预处理产物的浸出水矿比为2.0～3.0。
8.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：在步骤C中，所述固相浸出产物与浓硫酸混合时，浓硫酸的过量系数为2.7～3.0。
9.根据权利要求1所述的由含硅酸锰矿物的低品位高硅锰矿中提取锰的方法，其特征在于：所述高硅锰矿的Mn含量低于17%时，先粉粹至-10mm，再经磁选得到Mn含量为19～25.5%的高硅锰矿。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102181627A (zh) * 2011-04-28 2011-09-14 昆明理工大学 一种拌酸熟化处理原生低品位高磷锰矿的方法
CN103526020A (zh) * 2013-11-05 2014-01-22 广西大学 一种浸出含硅酸锰锰矿的方法
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* Cited by examiner, † Cited by third party
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CN102181627A (zh) * 2011-04-28 2011-09-14 昆明理工大学 一种拌酸熟化处理原生低品位高磷锰矿的方法
RU2539813C1 (ru) * 2013-10-31 2015-01-27 Игорь Александрович Фарбер Способ переработки марганцевых руд
CN103526020A (zh) * 2013-11-05 2014-01-22 广西大学 一种浸出含硅酸锰锰矿的方法
CN105441696A (zh) * 2015-11-30 2016-03-30 长沙矿冶研究院有限责任公司 一种基于两段浸出的碳酸锰矿石浸出方法

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