CN107881281B - 一种高铁难选锰矿脱铁生产富亚锰粉的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高铁难选锰矿脱铁生产富亚锰粉的方法，包括将原矿破碎、筛分出5～20mm的块状颗粒原矿，将工业级纯碱、芒硝、工业级食盐和硼砂配制成助剂水溶液，后将块状颗粒原矿置于助剂溶液中浸泡，使其彻底浸透，从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干并烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的还原剂，制得待还原物料，将待还原物料送入隔焰式回转窑内于1000～1050℃下进行低温渣铁分离还原，再密闭加入保温料仓进行深度渣铁分离还原6～8h，后将反应后的物料在煤粉覆盖(或惰性气体)保护下冷却，采用筛分或磁选等方法将还原后的物料与残留的煤粉分离，还原后的物料打磨至‑200目，后进行湿式磁选，即分离出金属铁粉和富锰粉。
Description
技术领域
本发明涉及一种锰矿的选矿方法，尤其涉及一种难选高铁锰矿渣铁分离还原冶选脱铁生产富亚锰粉的方法，属于冶金技术领域。
背景技术
世界陆地锰矿资源比较丰富，但分布很不均匀，锰矿资源主要分布在南非、乌克兰、澳大利亚、印度、中国、加蓬、巴西和墨西哥等国家。南非和乌克兰是世界上锰矿资源最丰富的两个国家，南非锰矿资源约占世界锰矿资源的77％，乌克兰占10％。世界海底锰结核及钴结核资源也非常丰富，是锰矿重要的潜在资源。我国锰矿主要分布在湘南、桃江-宁乡地区、桂西南、广东罗定盆地、闽西南-粤东北、贵州铜仁-松桃地区、云南澜沧江中下游地区、陕西镇巴-重庆城口、四川盆地西缘、新疆西天山昭苏-和静地区、新疆阿尔金山北麓等地，这些地区的锰矿资源占全国总保有储量的38％。
现阶段世界上的富锰矿(氧化锰矿含锰大于30％、碳酸锰矿含锰大于25％)很快就会开采完，而储量丰富的贫锰矿、高铁锰矿、高铁高磷锰矿的综合开发利用，就成为行业的头等大事。由于高铁锰矿石品位低、含杂质高、粒度细，绝大多数锰矿床属细粒或微细粒嵌布，从而增加了选别难度，其技术加工性能不理想。在冶炼各种牌号的锰系合金中，对矿石的含锰量和锰铁比值有一定的要求。冶炼中、低碳锰铁，矿石含锰量一般为36％～40％，锰铁比6～8.5，也就是铁含量要求5％～6％、磷锰比0.002～0.0036；冶炼碳素锰铁，矿石含锰量33％～40％，锰铁比3.8～7.8，也就是铁含量要求5％～9％、磷锰比0.002～0.005；冶炼锰硅合金，矿石含锰量29％～35％，锰铁比3.3～7.5，也就是铁含量要求5％～9％、磷锰比0.0016～0.0048；高炉锰铁，矿石含锰量30％，锰铁比2～7，也就是铁含量要求5％～15％、磷锰比0.005。因此，锰矿石中铁含量一般不能超过15％，否则就成为高铁锰矿。
为了实现对高铁难选锰矿的渣铁分离还原冶选选矿，我们对非洲科特迪瓦国家出产的原高铁锰矿与将其焙烧还原后所得的锰矿进行了电子电镜分析，结果如附图1-图3及表1-表3所示：
表1科特迪瓦原锰矿电子电镜各点的元素分析结果
| 序号 | 点数 | Fe | Mn | AL | K | Si |
| 1 | 46 | / | 74.23 | 25.77 | / | / |
| 2 | 47 | / | 74.23 | 2.30 | 1.07 | / |
| 3 | 48 | / | 10.12 | 20.85 | / | 22.82 |
| 4 | 49 | / | 45.37 | 8.80 | 1.21 | 5.99 |
| 5 | 50 | / | 9.16 | / | / | 47.57 |
从表1可以看出，氧化锰或者碳酸锰晶粒与脉石分布不平衡，结构并不十分复杂，锰高时，脉石含量就低，因此，当矿石颗粒裂解到一定细度时，是可以分离出锰和脉石的，锰是可以再富集的。
我们将原锰矿经焙烧还原后所得磁性矿进行电子电镜及元素分析，所述磁性矿是指铁含量较高的原矿石，结果如图2及表2所示：
表2科特迪瓦难选高铁锰矿焙烧还原后磁性矿各点的元素分析结果
| 序号 | 点数 | Fe | Mn | Si | Al | K | Na |
| 1 | 41 | 0.84 | 28.63 | 16.96 | 16.00 | 6.75 | 0.43 |
| 2 | 42 | / | 68.73 | 0.16 | 2.22 | 1.10 | / |
| 3 | 43 | 0.93 | 17.53 | 21.09 | 18.51 | 7.98 | 0.46 |
| 4 | 49 | / | 13.86 | 21.38 | 19.61 | 0.92 | / |
| 5 | 50 | 0.9 | 22.71 | 15.92 | 13.96 | 6.30 | 0.43 |
由表2中数据可知，5个点的元素含量指标差异较大，说明各点的元素成份分布不均衡，利于磨矿分选。
我们将原锰矿经焙烧还原后所得非磁性矿进行电子电镜及元素分析，结果如图3及表3所示：
表3科特迪瓦难选高铁锰矿焙烧还原后非磁性矿各点的元素分析结果
| 序号 | 点数 | Fe | Mn | Si | AL | K | Na | S | P |
| 1 | 31 | / | 12.36 | 0 | 1.08 | 2.28 | / | 50.17 | / |
| 2 | 32 | / | 75.57 | 0.2 | 1.66 | / | / | / | / |
| 3 | 33 | 0.63 | 1.70 | 22.96 | 20.02 | 13.65 | / | / | / |
| 4 | 34 | 2.09 | 74.04 | 0.99 | 2.92 | 0.75 | / | / | / |
| 5 | 35 | 0.97 | 1.60 | 23.36 | 19.90 | 40.96 | 1.14 | / | / |
| 6 | 36 | / | 72.58 | 1.09 | 2.75 | 0.72 | / | / | / |
| 7 | 37 | 2.39 | 21.57 | 13.04 | 13.03 | 12.92 | 2.22 | / | 0 |
| 8 | 38 | 1.37 | 71.53 | 0.66 | 2.90 | 0.62 | / | / | / |
| 9 | 39 | 14.03 | 61.47 | 1.14 | 2.55 | 0.71 | / | / | / |
| 10 | 40 | 0.96 | 70.84 | 1.09 | 4.10 | 0.87 | / | / | / |
从表3中可以看出，10个点的指标差异较大，尤其是Fe和Mn，说明各点的元素成份分布不均衡，基本实现了还原分离了Fe和Mn，已经可以进行分布细磨分选。
而就磨矿成本而言，工业化锰矿磨粉细度要求一般为达到-200目全部通过，而不能为了达到铁晶粒、锰晶粒、铁锰晶粒分别与脉石颗粒的彻底分离，而将其打磨到-600～5000目理论要求的细度，果真是这样的话，其磨矿成本太高，工业化根本无法承受其昂贵的运行成本。
传统的脱铁的方法主要有：机械物理法：洗矿和筛分法、重选法、强磁选法、浮选-强磁联合选反、电选法等；火法磁选法：各种炉焙烧还原-磁选法、焙烧-浮选法、硫酸化焙烧法等；化学法：二氧化硫浸出法、连二硫酸钙法浸出、硫酸亚铁浸出法、铁直接浸出法、草酸直接浸出法、甲醇直接浸出法、解还原浸出法、生物浸取法等等；上述的各种方法或多或少都存在工序繁琐、流程长、污染重、产率低、收效差、成本高等各种各样的问题，用其处理富铁锰矿的处理结果均不是很理想。
上述传统的机械和物理方法处理难选高铁锰矿的效果不理想的根本原因在于，不管是采取焙烧、浮选、还是强磁选，均没有将复杂的物相结构转化成简单的物相结构，因为锰矿和渣铁的分离还原过程，与铁晶粒是否长大，是否呈圆珠或椭圆状有极大的关系，必须改变其原有的镶嵌、包裹复杂共生的物相结构为简单、清楚、大颗粒晶体的物相结构，才能使铁晶粒、锰晶粒、铁锰晶粒分别与脉石颗粒做到彻底的分离。而为了将-200目细度的锰矿即可实现铁晶粒、锰晶粒、铁锰晶粒分别与脉石颗粒彻底的分离，必须采取一套简单而又切实可行的专有的方法。
发明内容
本发明针对现有的难选高铁锰矿的选矿方法存在的不足，提供一种高铁难选锰矿渣铁分离还原冶选脱铁生产富亚锰粉的方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下：
一种高铁难选锰矿脱铁生产富亚锰粉的方法，包括如下步骤：
1)原矿破碎筛分：将高铁难选锰矿破碎，筛选出5～20mm的块状颗粒原矿；
2)助剂配料：将工业级纯碱、芒硝、工业级食盐和硼砂按照如下重量配比进行均匀混合，纯碱:芒硝:食盐:硼砂＝(65～89):(5～20):(5～10):(1～5)，后向混合物中加入水形成助剂水溶液，其中加水的质量为混合物总质量的50～100倍；
3)原矿加工和配料：将步骤1)所得的块状颗粒原矿置于步骤2)所得的助剂溶液中浸泡，使其彻底浸透从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干，并进行烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的还原剂制得待还原物料，其中配加还原剂的量为原矿质量的20～30％；
4)深度还原：将步骤3)所得的待还原物料送入隔焰式回转窑内，于1000～1050℃低温下进行渣铁分离还原，还原时间2～2.5h，再密闭加入保温料仓进行深度渣铁分离还原6～8h，后将反应后的物料在煤粉覆盖或惰性气体保护下冷却，采用筛分或磁选的方法将还原后的物料与残留的煤粉分离；
5)磁选分离：将步骤4)所得的还原后的物料打磨至-200目，后进行湿式磁选，即分离出金属铁粉和富锰矿粉。
本发明方法的作用原理做如下介绍：
1)各个助剂的作用如下：
纯碱：既是有效的脱S脱P剂，也是降低矿石还原熔点的助溶剂；
芒硝：熔点较低，是典型的助溶剂；
工业食盐：典型的助溶剂，还是纯碱脱P的催化剂；
硼砂：抗氧化剂，也是高温粘结剂，也是助溶剂，更是还原性气体(CO和H2)的助剂，可促进还原气体做布朗加速运动，催化还原性气体的还原速度。
上述几种助剂可有效促使矿石颗粒在深度还原气氛中还原，氧化铁快速还原成金属铁的同时，也促使其渣(脉石)熔点降低，使金属铁晶粒迅速长大、聚集，并尽可能呈圆珠或椭圆状，最后实现铁晶粒与锰颗粒、脉石的彻底分离，改变原有的复杂物相结构为简单物相结构，利于后续湿式磁选分离金属铁粉和富亚锰粉。
2)还原过程采用隔焰式回转窑，严格控制了渣铁分离还原的温度，温度低于1000℃时，矿石的氧化铁还原和渣铁分离还原效果达不到，还原反应不激烈，温度高于1080℃，氧化锰、碳酸锰就开始还原成金属锰，影响氧化亚锰产品的产率和质量，因此严格控制还原温度为1000～1050℃，使得在低温焙烧还原的情况下让铁晶粒长大，还原完成后进入保温料仓进行深度渣铁分离还原使铁晶粒进一步长大，最终呈“圆珠”或椭圆状，改变了其镶嵌、包裹的复杂物相结构，形成了简单清楚，大颗粒晶体、圆状的物相结构，从而通过简单的磁选即可实现金属铁粉与富亚锰粉的分离。
本发明的有益效果是：
1)本发明采用的助剂均为可溶于水的盐类，利用水为载体将助剂送达矿块的每个角落，不仅彻底、均匀，并且在不破坏矿块结构、粒度的前提下，不必将矿块磨粉，后再配加助剂、混合、造球、烧结等，省略了很多工序，不仅降低了运行成本、节能减排降碳，还能保证渣铁分离还原的效果；
2)本发明采用隔焰式回转窑进行深度还原，不仅利用了其机械和导热方面的诸多优点，除了能够实现和满足氧化铁的低温快速深度渣铁分离还原外，还能实现氧化锰、碳酸锰还原成氧化亚锰，并且在助剂的辅助作用下，能够让铁晶粒长大，最终呈“圆珠”或椭圆状，改变了其镶嵌、包裹的复杂物相结构，形成了简单清楚，大颗粒晶体、圆状的物相结构，并将难选锰矿矿物相结构转化成易选锰矿物相结构，从而通过简单的磁选即可实现金属铁粉与富亚锰粉的分离。
在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。
进一步，步骤5)之后还包括将富锰矿粉进行湿式磁选的步骤，以分离出脉石尾矿获得富亚锰粉。
进一步，富锰矿粉磁选的强度为8000～12000Gs。
采用上述进一步技术方案的有益效果是，针对脉石含量高的锰矿可进一步将脉石颗粒与锰矿颗粒分离。
进一步，步骤1)中还包括将筛选出来的块状颗粒原矿进行湿式磁选以进行干选富集的过程。
进一步，块状颗粒原矿磁选的强度为12000～15000Gs。
采用上述进一步技术方案的有益效果是，可对原锰矿进一步的强磁选富集，利用后续的选矿。
进一步，所述还原剂为煤粉、木炭、焦粉、兰炭或生物质材料中的任意一种。
进一步，所述生物质材料为植物秸秆或木屑中的任意一种。
进一步，步骤5)中磁选的强度为1500～2800Gs。
进一步，步骤4)中所述的隔焰式回转窑采用申请号为201510078928.6的中国专利所公开的通体外加热隔焰式回转窑，其具体结构为：包括回转窑筒体、加料装置、驱动装置、第一托圈装置和第二托圈装置，所述回转窑筒体支撑在所述驱动装置、第一托圈装置及第二托圈装置上，所述驱动装置与第一托圈装置之间设有第一加热炉体，所述第一托圈装置与第二托圈装置之间设有第二加热炉体，所述第一加热炉体和第二加热炉体的两侧分别设有第一烧嘴组和第二烧嘴组；
所述回转窑筒体从前到后依次包括预热段、高温段和冷却段，所述高温段设于所述第一加热炉体及第二加热炉体之内，所述加料装置与所述预热段前端相衔接，所述冷却段后端设有出料口；
所述回转窑筒体在所述第一加热炉体和第二加热炉体之间套装有筒体外壁，所述筒体外壁与回转窑筒体之间均布有支撑管，在筒体外壁与回转窑筒体之间形成烟气通道，所述筒体外壁支撑在所述第一托圈装置上；
所述回转窑筒体的轴线与水平线夹角为2.5°～5°，所述预热段高于冷却段；
所述第一托圈装置包括托圈、支撑座及支撑辊筒，所述托圈设于筒体外壁外围，所述支撑辊筒设于所述支撑座上，并支撑在所述托圈下部；
所述预热段外部设有烟气回收管，所述烟气回收管与回转窑筒体之间设有排烟火焰支管道，所述回转窑筒体的前端设有排烟护罩，所述排烟火焰支管道在排烟护罩内设有径向通风口，所述排烟护罩上设有尾气排放口；所述驱动装置支撑在所述烟气回收管上；
所述加料装置包括加料斗和螺旋输送机，所述螺旋输送机的出口伸到所述回转窑筒体内，在所述出口上方设有煤气出口；
所述冷却段设有换热器，所述换热器包括冷却段回转窑外壁、换热管、热风护罩和冷风护罩，所述换热管设于所述回转窑筒体的内壁，所述冷却段回转窑外壁设于所述回转窑筒体的外部，所述热风护罩及冷风护罩分别设于所述冷却段回转窑外壁的前、后端外部，所述换热管两端分别设有穿过所述回转窑筒体的径向通风口；
所述烧嘴组包括水平设置的多个烧嘴，所述的烧嘴外部连接有助燃风管道和煤气管道。
进一步，步骤4)中所述的隔焰式回转窑采用申请号为201620075171.5的中国专利所公开的煤基隔焰式回转窑，其具体结构为：包括回转窑筒体、加料斗、支架和驱动装置，所述的驱动装置包括窑尾驱动装置、双筒体驱动装置、窑头驱动装置和滚筒驱动装置，所述回转窑筒体从前到后依次包括加料段、预热段、高温段和冷却段；
所述加料段前端与所述加料斗相衔接，所述加料段前端设有窑尾罩，所述窑尾罩顶端设有煤气出口，所述加料段外设有窑尾托圈，所述窑尾驱动装置通过窑尾托圈带动加料段旋转；
所述预热段设于第一加热炉体内，所述预热段外侧向外通有高温烟气出口；
所述高温段从前到后依次设于第二加热炉体和第三加热炉体内，所述第二加热炉体和第三加热炉体两侧均设有若干烧嘴；
所述第一加热炉体、第二加热炉体和第三加热炉体外设有耐火保温体；
所述第一加热炉体和第二加热炉体之间设有第一双筒体装置，所述第二加热炉体和第三加热炉体之间设有第二双筒体装置，所述第一加热炉体、第二加热炉体和第三加热炉体支撑在所述支架上；
所述冷却段外设有螺旋式热风换热器，所述螺旋式热风换热器上设有助燃风换热器出口；所述冷却段外设有窑头托圈，所述窑头驱动装置通过窑头托圈带动冷却段旋转；所述冷却段后端设有窑头罩，所述窑头罩一端连通至螺旋输送机，另一端连通至冷却滚筒；
所述的双筒体装置外设有双筒体托圈，所述双筒体驱动装置通过双筒体托圈带动双筒体装置旋转；
所述的双筒体装置包括外筒体，所述外筒体通过支撑驱动机构设置在所述回转窑筒体外，所述外筒体和回转窑筒体之间形成高温烟气通道，所述外筒体外侧设有保温棉毡，所述外筒体与所述双筒体托圈之间均布有软连接板；
所述的支撑驱动机构包括旋转拨块、旋转拨块和支撑滑板，所述旋转拨块Ⅰ均布在所述外筒体内表面形成外齿轮，所述旋转拨块Ⅱ均布在所述回转窑筒体外表面形成内齿轮，所述外齿轮和内齿轮相互啮合，所述旋转拨块Ⅱ与所述回转窑筒体之间设有加强板，所述旋转拨块Ⅱ之间设有支撑滑板；
所述冷却滚筒的上方设有喷淋装置，所述冷却滚筒的出口连通至干式磁选机；所述冷却滚筒外设有滚筒托圈，所述滚筒驱动装置通过滚筒托圈带动冷却滚筒旋转；
所述回转窑筒体的轴线与水平线夹角为1.5°～5°，所述加料段高于冷却段；
所述的驱动装置包括电机、支架、托轮和限位轮，所述电机支撑在所述支架上，所述电机输出端设有托轮，所述托轮外侧设有限位轮，所述托轮、托圈与限位轮相配合旋转；
所述烧嘴连通有热助燃风管道和冷煤气管道；所述的回转窑筒体由多段筒体通过法兰连接组成。
附图说明
图1为非洲科特迪瓦国家出产的原锰矿的电子电镜分析照片；
图2为图1中的原锰矿经焙烧还原后所得磁性矿的电子电镜分析照片；
图3为图1中的原锰矿经焙烧还原后所得非磁性矿的电子电镜分析照片；
图4为煤基隔焰式回转窑的纵向剖面示意图；
图5为图4的A-A方向断面示意图；
图6为图4的B-B方向断面示意图；
图7为图4的C-C方向断面示意图；
图8为图4的D-D方向断面示意图；
图9为图4中E处的放大结构示意图；
图10为图6中F处的放大结构示意图；
图11为通体外加热隔焰式回转窑的纵向剖面示意图；
图12为图11的A-A方向断面示意图；
图13为图11的B-B方向断面示意图；
图14为图11的C-C方向断面示意图；
图15为图11的D-D方向断面示意图；
图16为图11的E-E方向断面示意图；
图4-16中，1、回转窑筒体；2、加料斗；3、支架；4、窑尾驱动装置；5、双筒体驱动装置；6、窑头驱动装置；7、滚筒驱动装置；8、加料段；9、预热段；10、高温段；11、冷却段；12、窑尾罩；13、煤气出口；14、窑尾托圈；15、高温烟气出口；16、第一加热炉体；17、第二加热炉体；18、第三加热炉体；19、耐火保温体；20、第一双筒体装置；21、第二双筒体装置；22、螺旋式热风换热器；23、助燃风换热器出口；24、窑头托圈；25、窑头罩；26、螺旋输送机；27、冷却滚筒；28、双筒体托圈；29、外筒体；30、保温棉毡；31、旋转拨块Ⅰ；32、旋转拨块Ⅱ；33、支撑滑板；34、加强板；35、喷淋装置；36、干式磁选机；37、滚筒托圈；38、电机；39、托轮；40、限位轮；41、烧嘴；42、高温烟气通道；43、被还原物料；44、冷却煤；45、还原铁产品；46、干燥煤炭；47、热助燃风管道；48、冷煤气管道；49、软连接板；50、法兰；51、螺旋输送机；52、驱动装置；53、第一托圈装置；54、第二托圈装置；55、第一加热炉体；56、第二加热炉体；57、第一烧嘴组；58、第二烧嘴组；59、预热段；60、高温段；61、冷却段；62、筒体外壁；63、支撑管；64、烟气通道；65、托圈；66、支撑座；67、支撑辊筒；68、烟气回收管；69、排烟火焰支管道；70、排烟护罩；71、径向通风口；72、尾气排放口；73、煤气出口；74、冷却段回转窑外壁；75、换热管；76、热风护罩；77、冷风护罩；78、助燃风管道；79、煤气管道；80、出料口。
具体实施方式
以下结合实例对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
本发明实施例中所使用的煤基隔焰式回转窑的结构如图4-10所示，包括回转窑筒体1、加料斗2、支架3和驱动装置，所述的驱动装置包括窑尾驱动装置4、双筒体驱动装置5、窑头驱动装置6和滚筒驱动装置7，所述回转窑筒体从前到后依次包括加料段8、预热段9、高温段10和冷却段11；
所述加料段前端与所述加料斗相衔接，所述加料段前端设有窑尾罩12，所述窑尾罩顶端设有煤气出口13，所述加料段外设有窑尾托圈14，所述窑尾驱动装置通过窑尾托圈带动加料段旋转；
所述预热段设于第一加热炉体16内，所述预热段外侧向外通有高温烟气出口15；
所述高温段从前到后依次设于第二加热炉体17和第三加热炉体18内，所述于第二加热炉体和第三加热炉体两侧均设有若干烧嘴41；
所述第一加热炉体、第二加热炉体和第三加热炉体外设有耐火保温体19；
所述第一加热炉体和第二加热炉体之间设有第一双筒体装置20，所述第二加热炉体和第三加热炉体之间设有第二双筒体装置21，所述第一加热炉体、第二加热炉体和第三加热炉体支撑在所述支架上；
所述冷却段外设有螺旋式热风换热器22，所述螺旋式热风换热器上设有助燃风换热器出口23；所述冷却段外设有窑头托圈24，所述窑头驱动装置通过窑头托圈带动冷却段旋转；所述冷却段后端设有窑头罩25，所述窑头罩一端连通至螺旋输送机26，另一端连通至冷却滚筒27；
所述的双筒体装置外设有双筒体托圈28，所述双筒体驱动装置通过双筒体托圈带动双筒体装置旋转；
所述的双筒体装置包括外筒体29，所述外筒体通过支撑驱动机构设置在所述回转窑筒体外，所述外筒体和回转窑筒体之间形成高温烟气通道42，所述外筒体外侧设有保温棉毡30，所述外筒体与所述双筒体托圈之间均布有软连接板49；
所述的支撑驱动机构包括旋转拨块Ⅰ31、旋转拨块Ⅱ32和支撑滑板33，所述旋转拨块Ⅰ均布在所述外筒体内表面形成外齿轮，所述旋转拨块Ⅱ均布在所述回转窑筒体外表面形成内齿轮，所述外齿轮和内齿轮相互啮合，所述旋转拨块Ⅱ与所述回转窑筒体之间设有加强板34，所述旋转拨块Ⅱ之间设有支撑滑板；
所述冷却滚筒的上方设有喷淋装置35，所述冷却滚筒的出口连通至干式磁选机36；所述冷却滚筒外设有滚筒托圈37，所述滚筒驱动装置通过滚筒托圈带动冷却滚筒旋转；
所述回转窑筒体的轴线与水平线夹角为1.5°～5°，所述加料段高于冷却段；
所述的驱动装置包括电机38、支架、托轮39和限位轮40，所述电机支撑在所述支架上，所述电机输出端设有托轮，所述托轮外侧设有限位轮，所述托轮、托圈与限位轮相配合旋转；
所述烧嘴连通有热助燃风管道47和冷煤气管道48；所述的回转窑筒体由多段筒体通过法兰50连接组成。
本发明实施例中所使用的通体外加热隔焰式回转窑的结构如图11-16所示，包括回转窑筒体1、加料装置、驱动装置52、第一托圈装置53和第二托圈装置54，所述回转窑筒体1支撑在所述驱动装置52、第一托圈装置53及第二托圈装置54上，所述驱动装置52与第一托圈装置53之间设有第一加热炉体55，所述第一托圈装置53与第二托圈装置54之间设有第二加热炉体56，所述第一加热炉体55和第二加热炉体56的两侧分别设有第一烧嘴组57和第二烧嘴组58；
所述回转窑筒体1从前到后依次包括预热段59、高温段60和冷却段51，所述高温段60设于所述第一加热炉体55及第二加热炉体56之内，所述加料装置与所述预热段59前端相衔接，所述冷却段61后端设有出料口80；
所述回转窑筒体1在所述第一加热炉体55和第二加热炉体56之间套装有筒体外壁72，所述筒体外壁72与回转窑筒体1之间均布有支撑管63，在筒体外壁62与回转窑筒体1之间形成烟气通道64，所述筒体外壁62支撑在所述第一托圈装置53上；
所述回转窑筒体1的轴线与水平线夹角为2.5°～5°，所述预热段59高于冷却段61。
所述第一托圈装置53包括托圈65、支撑座66及支撑辊筒67，所述托圈65设于筒体外壁62外围，所述支撑辊筒67设于所述支撑座66上，并支撑在所述托圈65下部。
所述预热段59外部设有烟气回收管68，所述烟气回收管68与回转窑筒体1之间设有排烟火焰支管道69，所述回转窑筒体1的前端设有排烟护罩70，所述排烟火焰支管道69在排烟护罩70内设有径向通风口71，所述排烟护罩70上设有尾气排放口72；所述驱动装置52支撑在所述烟气回收管68上。
所述加料装置包括加料斗2和螺旋输送机51，所述螺旋输送机51的出口伸到所述回转窑筒体1内，在所述出口上方设有煤气出口73。
所述冷却段61设有换热器，所述换热器包括冷却段回转窑外壁74、换热管75、热风护罩76和冷风护罩77，所述换热管75设于所述回转窑筒体1的内壁，所述冷却段回转窑外壁74设于所述回转窑筒体1的外部，所述热风护罩76及冷风护罩77分别设于所述冷却段回转窑外壁74的前、后端外部，所述换热管75两端分别设有穿过所述回转窑筒体1的径向通风口71。
所述烧嘴组包括水平设置的多个烧嘴，所述的烧嘴外部连接有助燃风管道78和煤气管道79。
实施例1：
1)采用非洲科特迪瓦国家的锰矿为原料，其原矿主要指标为：
将上述锰矿破碎，筛分出粒度为5～10mm的块状颗粒原矿，后采用12000～15000Gs的强度对块状颗粒原矿进行磁选富集，富集后块状颗粒原矿的指标为：
2)配制助剂溶液：采用工业级纯碱、芒硝、工业级食盐、硼砂按照重量配比75:15:8:2混合均匀，后向其中加入混合物总质量80倍的水，制成助剂溶液；
3)将步骤1)所得的块状颗粒原矿置于步骤2)所得的助剂溶液中浸泡60min，使其彻底浸透从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干，并进行烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的无烟煤粉制得待还原物料，其中配加无烟煤粉的量为原矿质量的25％；
4)深度还原：将步骤3)所得的待还原物料送入煤基隔焰式回转窑内，于1050℃下进行渣铁分离还原，还原时间2.5h，还原后的物料再密闭进入保温料仓进行深度渣铁分离还原7h，保温料仓内的温度控制为1000～1020℃，后将反应后的物料在煤粉覆盖(或惰性气体)保护下冷却至180～200℃，采用3mm的筛子筛分分离出还原后的物料与煤粉；
5)磁选分离：将步骤4)所得的还原后的物料打磨至-200目，后进行湿式磁选分离，磁选强度分别为2600～2800Gs、2000～2400Gs、1500～1800Gs，即获得金属铁粉和富锰矿粉；将所得富锰矿粉再采用9000Gs、8000Gs两次强磁进行湿式磁选，分离出脉石尾矿，获得富亚锰粉产品。
本实施例所得金属铁粉和富锰矿粉的产率及检测指标如表1所示：
表1实施例1所得金属铁粉和富锰矿粉检测的主要指标(％)
实施例2：
1)采用非洲加蓬国家的锰矿为原料，其原矿主要指标为：
将上述锰矿破碎，筛分出粒度为5～20mm的块状颗粒原矿；
2)配制助剂溶液：采用工业级纯碱、芒硝、工业级食盐、硼砂按照重量配比89:5:5:5混合均匀，后向其中加入混合物总质量50倍的水，制成助剂溶液；
3)将步骤1)所得的块状颗粒原矿置于步骤2)所得的助剂溶液中浸泡90min，使其彻底浸透从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干，并进行烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的木屑制得待还原物料，其中配加木屑的量为原矿质量的30％；
4)深度还原：将步骤3)所得的待还原物料送入通体外加热隔焰式回转窑内，于1000～1050℃下进行渣铁分离还原，还原时间2h，还原后的物料再密闭进入保温料仓进行深度渣铁分离还原8h，保温料仓内的温度控制为1000～1020℃，后将反应后的物料在煤粉覆盖(或惰性气体)保护下冷却至180～200℃，采用3mm的筛子筛分分离出还原后的物料与煤粉；
5)磁选分离：将步骤4)所得的还原后的物料打磨至-200目，后进行湿式磁选分离，磁选强度分别为2600～2800Gs、2000～2400Gs、1500～1800Gs，即获得金属铁粉和富亚锰粉，无需再分离出脉石。
本实施例所得金属铁粉和富亚锰粉的的产率及检测指标如表2所示：
表2实施例2所得金属铁粉和富锰矿粉检测的主要指标(％)
实施例3：
1)采用辽西北票锰铁矿为原料，其原矿主要指标为：
将上述锰矿破碎，筛分出粒度为5～20mm的块状颗粒原矿；
2)配制助剂溶液：采用工业级纯碱、芒硝、工业级食盐、硼砂按照重量配比65:20:10:1混合均匀，后向其中加入混合物总质量100倍的水，制成助剂溶液；
3)将步骤1)所得的块状颗粒原矿置于步骤2)所得的助剂溶液中浸泡70min，使其彻底浸透从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干，并进行烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的煤粉制得待还原物料，其中配加煤粉的量为原矿质量的20％；
4)深度还原：将步骤3)所得的待还原物料送入山东锦广绪重型设备制造有限责任公司与专利人合作开发的GYHZY-Ⅰ型号的隔焰式回转窑内，于1000～1050℃下进行渣铁分离还原，还原时间2.5h，还原后的物料再密闭进入保温料仓进行深度渣铁分离还原6h，保温料仓内的温度控制为1000～1020℃，后将反应后的物料在煤粉覆盖(或惰性气体)保护下冷却至180～200℃，采用磁选法分离出还原后的物料与煤粉；
5)磁选分离：将步骤4)所得的还原后的物料打磨至-200目，后进行湿式磁选分离，磁选强度分别为2600～2800Gs、2000～2400Gs、1500～1800Gs，即获得金属铁粉和富锰矿粉；将所得富锰矿粉再进行湿式磁选，磁场强度为10000～12000Gs和8000～9000Gs，分离出脉石尾矿，获得富亚锰粉产品。
本实施例所得金属铁粉和富锰矿粉的产率及检测指标如表3所示：
表3实施例3所得金属铁粉和富锰矿粉检测的主要指标
本实施例所得富亚锰粉产品的主要指标如表4所示：
表4实施例3所得富亚锰粉产品的主要指标
由上述实施例1-实施例3所得金属铁粉、富锰矿粉及富亚锰粉的检测结果可以看出，本发明提供的工艺可有效实现富铁锰矿中金属铁粉和脉石与锰矿的分离，并可高效富集氧化亚锰，从而实现难选高铁锰矿的充分利用。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，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 (8)
1.一种高铁难选锰矿脱铁生产富亚锰粉的方法，其特征在于，包括如下步骤：
1)原矿破碎筛分：将高铁难选锰矿破碎，筛选出5～20mm的块状颗粒原矿；
2)助剂配料：将工业级纯碱、芒硝、工业级食盐和硼砂按照如下重量配比进行均匀混合，纯碱:芒硝:食盐:硼砂＝(65～89):(5～20):(5～10):(1～5)，后向混合物中加入水形成助剂水溶液，其中加水的质量为混合物总质量的50～100倍；
3)原矿加工和配料：将步骤1)所得的块状颗粒原矿置于步骤2)所得的助剂溶液中浸泡，使其彻底浸透从而使助剂被均匀送达矿块的每个角落，后将原矿捞出控干，并进行烘干，后向原矿中配加细度在3mm以内的还原剂，制得待还原物料，其中配加还原剂的量为原矿质量的20～30％；
4)深度还原：将步骤3)所得的待还原物料送入隔焰式回转窑内，于1000～1050℃低温下进行渣铁分离还原，还原时间2～2.5h，再密闭加入保温料仓进行深度渣铁分离还原6～8h，高铁锰矿中的氧化铁被还原成金属铁，氧化锰、碳酸锰被还原成氧化亚锰，然后将反应后的物料在煤粉覆盖或惰性气体保护下冷却，采用筛分或磁选方法将还原后的物料与残留的煤粉分离；
5)磁选分离：将步骤4)所得的还原后的物料打磨至-200目，后进行湿式磁选，即分离出金属铁粉和富锰矿粉。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤5)之后还包括将富锰矿粉进行湿式磁选的步骤，以分离出脉石尾矿获得富亚锰粉。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，富锰矿粉磁选的强度为8000～12000Gs。
4.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤1)中还包括将筛选出来的块状颗粒原矿进行湿式磁选以进行干选富集的过程。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤1)中块状颗粒原矿磁选的强度为12000～15000Gs。
6.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述还原剂为煤粉、木炭、焦粉、兰炭或生物质材料中的任意一种。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述生物质材料为植物秸秆或木屑中的任意一种。
8.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤5)中磁选的强度为1500～2800Gs。
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