CN114908248A - 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 - Google Patents
一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN114908248A CN114908248A CN202210646398.0A CN202210646398A CN114908248A CN 114908248 A CN114908248 A CN 114908248A CN 202210646398 A CN202210646398 A CN 202210646398A CN 114908248 A CN114908248 A CN 114908248A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- iron
- manganese
- leaching
- concentrate
- stage
- 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.)
- Pending
Links
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 34
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims abstract description 34
- 238000000926 separation method Methods 0.000 title claims abstract description 31
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 23
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 268
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 133
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 118
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 118
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract description 118
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 114
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 94
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 51
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 32
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 28
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 24
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 17
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 16
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 12
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 13
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 11
- 230000005415 magnetization Effects 0.000 claims description 9
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 8
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 8
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 claims description 6
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 claims description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 6
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 claims description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 3
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 3
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 19
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N manganese dioxide Chemical compound O=[Mn]=O NUJOXMJBOLGQSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001655 manganese mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940099596 manganese sulfate Drugs 0.000 description 1
- 239000011702 manganese sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000007079 manganese sulphate Nutrition 0.000 description 1
- SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L manganese(II) sulfate Chemical compound [Mn+2].[O-]S([O-])(=O)=O SQQMAOCOWKFBNP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000004094 preconcentration Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/10—Roasting processes in fluidised form
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C23/00—Auxiliary methods or auxiliary devices or accessories specially adapted for crushing or disintegrating not provided for in preceding groups or not specially adapted to apparatus covered by a single preceding group
- B02C23/08—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C1/00—Magnetic separation
- B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
- C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B47/00—Obtaining manganese
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C25—ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
- C25C—PROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
- C25C1/00—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions
- C25C1/06—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions or iron group metals, refractory metals or manganese
- C25C1/10—Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of solutions or iron group metals, refractory metals or manganese of chromium or manganese
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,按以下步骤进行:(1)将难选低品位高铁锰连生矿一段磨矿制成一段矿粉;(2)进行强磁选获得铁锰预富集矿;(3)脱水后与还原气体混合进行还原,获得焙砂进行一段弱磁选;(4)一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿,进行二段弱磁选;(5)一段锰精矿和二段锰精矿混合用酸液浸出,加水继续浸出,获得锰浸出液和锰浸出渣;(6)将二段粗铁精矿用酸液浸出,加水继续浸出,获得铁浸出液和铁浸出渣;(7)铁浸出渣水洗过滤获得合格铁精矿;(8)锰浸出液和铁浸出液混合,用于电解生产电解锰。本发明方法简单,处理能力大,能耗低,浸出率高,产品纯度高,各步骤易于控制,节能环保。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法。
技术背景
锰矿资源都伴生有大量的铁矿物质,而且伴生矿中还有很大一部分为铁锰连生矿,如果能将铁锰矿中的铁锰高效分离开,实现铁锰矿物的综合利用,对于铁、锰资源具有重要的意义。
专利CN 201510844742.7涉及一种低品位高铁锰矿还原焙烧工艺,提出直接将低品位高铁锰矿作为矿源,利用回转窑还原作为制备硫酸锰、电解二氧化锰、电解锰的原料,并通过浸出滤渣磁选,回收所含的铁,该专利能够实现锰、铁资源的综合利用,但回转窑处理能力低,还原效果差,能耗高。专利CN 107523685 A一种含铁锰矿的悬浮焙烧综合利用系统及方法,适合处理伴生矿、共生矿,而对于铁锰共生矿中的连生矿分离效果差,锰中含铁量高,铁中锰含量高,锰铁回收率都低的弊端。因此急需开发一种难选低品位高铁锰矿铁锰分离选矿方法,来提高铁锰连生矿分离时铁精矿品位及其回收率、锰精矿品位及其回收率。
发明内容
针对现有高铁锰矿铁锰分离存在上述的问题,本发明提供一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离方法,通过原矿一段磨矿、强磁选、悬浮磁化焙烧、一段弱磁选、二段磨矿、二段弱磁选、铁粗精矿浸出、锰精矿浸出实现了铁锰高品位高回收率分离。
本发明的方法按以下步骤进行:
(1)将难选低品位高铁锰连生矿进行一段磨矿,制成一段矿粉;一段矿粉粒度≤80目,并且粒度≤100目的部分占总质量的80~90%;
(2)将一段矿粉进行强磁选,获得铁锰预富集矿和强磁尾矿;强磁选的磁场强度为7500~9000Oe;
(3)将铁锰预富集矿进行脱水,至水的质量百分比<10%,获得脱水矿粉;将脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉,在悬浮状态下与还原气体混合进行还原,其中还原温度为550~700℃,还原时间为10~30min,还原完成后获得焙砂;将焙砂进行一段弱磁选,一段弱磁选的磁场强度为2000~2300Oe,获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿;一段弱磁选精矿作为一段粗铁精矿,一段弱磁尾矿作为一段锰精矿;
(4)将一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿,制成二段矿粉;二段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的99%以上,并且粒度≤400目的部分占总质量的60%以上;将二段矿粉进行二段弱磁选,二段弱磁选的磁场强度为1300~1500Oe,获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿;二段弱磁选精矿作为二段粗铁精矿,二段弱磁尾矿作为二段锰精矿;
(5)将一段锰精矿和二段锰精矿混合后,用酸液进行浸出,然后加水继续浸出,获得锰浸出液和锰浸出渣;其中全部浸出时间为1~2小时,浸出完成后浸出液的pH值为1~2,酸液与全部锰精矿的质量比为1~1.5;锰浸出液中锰的浸出率>92%;
(6)将二段粗铁精矿用酸液进行浸出,将锰从粗铁精矿中脱除,然后加水继续浸出,获得铁浸出液和铁浸出渣;其中全部浸出时间为1~2小时,浸出完成后浸出液的pH值为1~3,酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.4~0.8;铁浸出渣铁品位为61~63%,锰的质量含量<1.8%;铁浸出液中铁的浸出率<10%;
(7)将铁浸出渣作为铁精矿,将铁精矿水洗至洗液为中性,过滤获得合格铁精矿;
(8)将锰浸出液和铁浸出液混合,用于电解锰工序进行除杂电解生产电解锰。
上述的步骤(1)中,难选低品位高铁锰连生矿按质量百分比含TFe 30~34%,MnO14~16%,SiO2 13~14%。
上述的步骤(1)中,一段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的40~60%,粒度≤500的部分占总质量<30%。
上述的步骤(2)中,铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 35~37%,MnO 16~17%。
上述的步骤(2)中,铁锰预富集矿铁和锰的回收率均≥80%。
上述的步骤(3)中,还原气体为一氧化碳和氢气的混合物,其中一氧化碳与氢气的体积比为(2~3):1。
上述的步骤(3)中,一段粗铁精矿的铁品位为52~54%;一段锰精矿的锰品位为41~43%。
上述的步骤(3)中,脱水为压滤脱水。
上述的步骤(4)中,二段粗铁精矿的铁品位为57~59%,金属锰的质量含量<6%;二段锰精矿的锰品位为51~53%。
上述的步骤(4)中,酸液为质量浓度98%的硫酸溶液。
上述的步骤(7)中,水洗产生的含酸水洗液,返回步骤(5)中用于加水浸出。
上述的步骤(7)中,合格铁精矿的铁品位为61~63%,全流程Fe的回收率大于65%。
上述方法中,总锰精矿品位大于43%,全流程锰回收率大于75%。
上述方法中,合格铁精矿达到国家炼铁标准。
上述方法中,锰浸出液和铁浸出液混合后符合电解锰要求。
本发明采用难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,相比常规的铁锰分离手段能提高铁锰分离效果,悬浮磁化还原耗热低,处理量高,效率高,还原后的焙砂经过上述其他手段后可使难选的连生铁锰矿达到很好的解离分离,采用了原矿预富集抛掉尾矿后可大大降低锰酸浸时产生了大量的浸渣,同时原矿预富后进入悬浮磁化焙烧炉,可减少悬浮磁化焙烧炉热耗,提高悬浮磁化焙烧炉的整体利用率。采用了一段弱磁选、二段磨矿、二段弱磁选、粗铁精矿浸出工序可大大降低铁精矿中的锰含量,提高全铁品位,同时也大大提高锰的回收率。
本发明方法简单,处理能力大,能耗低,浸出率高,产品纯度高,各步骤易于控制,节能环保。
附图说明
图1为本发明实施例中的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法流程示意图。
具体实施方式
本发明实施例中采用的悬浮磁化焙烧炉为专利CN200720014578.8记载的悬浮磁化焙烧炉。
本发明实施例中的脱磁采用脱磁器。
本发明实施例中采用的难选低品位高铁锰连生矿的粒径为20~30mm。
本发明实施例中磨矿采用的球磨机。
本发明实施例中锰浸出液和铁浸出液中锰的浸出率≥92%。
本发明实施例中总锰精矿品位大于43%,全流程锰回收率大于75%。
本发明实施例中合格铁精矿达到国家炼铁标准。
本发明实施例中锰浸出液和铁浸出液混合后符合电解锰要求。
本发明实施例中难选低品位高铁锰连生矿按质量百分比含TFe 30~34%,MnO 14~16%,SiO2 13~14%。
实施例1
流程如图1所示;
(1)将难选低品位高铁锰连生矿进行一段磨矿,制成一段矿粉;一段矿粉粒度≤80目,并且粒度≤100目的部分占总质量的80%,粒度≤200目的部分占总质量的40%,粒度≤500的部分占总质量<30%;
(2)将一段矿粉进行强磁选,获得铁锰预富集矿和强磁尾矿;强磁选的磁场强度为7500Oe;铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 37%,MnO 16%;铁锰预富集矿铁和锰的回收率均≥80%;
(3)将铁锰预富集矿进行脱水,至水的质量百分比<10%,获得脱水矿粉;将脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉,在悬浮状态下与还原气体混合进行还原,其中还原温度为550℃,还原时间为30min,还原完成后获得焙砂;将焙砂进行一段弱磁选,一段弱磁选的磁场强度为2000Oe,获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿;一段弱磁选精矿作为一段粗铁精矿,一段弱磁尾矿作为一段锰精矿;还原气体为一氧化碳和氢气的混合物,其中一氧化碳与氢气的体积比为2:1;一段粗铁精矿的铁品位为54%;一段锰精矿的锰品位为41%;脱水为压滤脱水;
(4)将一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿,制成二段矿粉;二段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的99%以上,并且粒度≤400目的部分占总质量的60%以上;将二段矿粉进行二段弱磁选,二段弱磁选的磁场强度为1300Oe,获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿;二段弱磁选精矿作为二段粗铁精矿,二段弱磁尾矿作为二段锰精矿;二段粗铁精矿的铁品位为59%,金属锰的质量含量<6%;二段锰精矿的锰品位为51%;酸液为质量浓度98%的硫酸溶液;
(5)将一段锰精矿和二段锰精矿混合后,用酸液进行浸出,然后加水继续浸出,获得锰浸出液和锰浸出渣;其中全部浸出时间为1小时,浸出完成后浸出液的pH值为1,酸液与全部锰精矿的质量比为1;锰浸出液中锰的浸出率92.4%;
(6)将二段粗铁精矿用酸液进行浸出,然后加水继续浸出,获得铁浸出液和铁浸出渣;其中全部浸出时间为1小时,浸出完成后浸出液的pH值为1,酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.4;铁浸出渣铁品位为63%,锰的质量含量<1.8%;铁浸出液中铁的浸出率7%;
(7)将铁浸出渣作为铁精矿,将铁精矿水洗至洗液为中性,过滤获得合格铁精矿;水洗产生的含酸水洗液,返回步骤(5)中用于加水浸出;
(8)将锰浸出液和铁浸出液混合,用于电解锰工序进行除杂电解生产电解锰;合格铁精矿的铁品位为63%,Fe的回收率大于65%。
实施例2
方法同实施例1,不同点在于:
(1)一段矿粉中粒度≤100目的部分占总质量的90%,粒度≤200目的部分占总质量的60%;
(2)强磁选的磁场强度为9000Oe;铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 35%,MnO17%;
(3)还原温度为700℃,还原时间为10min,一段弱磁选的磁场强度为2200Oe,还原气体中一氧化碳与氢气的体积比为3:1;一段粗铁精矿的铁品位为52%;一段锰精矿的锰品位为43%;
(4)二段弱磁选的磁场强度为1500Oe;二段粗铁精矿的铁品位为57%,二段锰精矿的锰品位为53%;
(5)全部浸出时间为2小时,浸出完成后浸出液的pH值为2,酸液与全部锰精矿的质量比为1;锰浸出液中锰的浸出率92.6%;
(6)全部浸出时间为2小时,浸出完成后浸出液的pH值为3,酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.8;铁浸出渣铁品位为61%,铁浸出液中铁的浸出率6%;
(7)合格铁精矿的铁品位为61%。
实施例3
方法同实施例1,不同点在于:
(1)一段矿粉中粒度≤100目的部分占总质量的85%,粒度≤200目的部分占总质量的50%;
(2)强磁选的磁场强度为8000Oe;铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 36%,MnO16.5%;
(3)还原温度为600℃,还原时间为20min,一段弱磁选的磁场强度为2300Oe,还原气体中一氧化碳与氢气的体积比为2.5:1;一段粗铁精矿的铁品位为53%;一段锰精矿的锰品位为42%;
(4)二段弱磁选的磁场强度为1400Oe;二段粗铁精矿的铁品位为58%,二段锰精矿的锰品位为52%;
(5)全部浸出时间为1.5小时,浸出完成后浸出液的pH值为1.5,酸液与全部锰精矿的质量比为1.3;锰浸出液中锰的浸出率92.1%;
(6)全部浸出时间为1.5小时,浸出完成后浸出液的pH值为2,酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.6;铁浸出渣铁品位为62%,铁浸出液中铁的浸出率5%;
(7)合格铁精矿的铁品位为62%。
Claims (10)
1.一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于按以下步骤进行:
(1)将难选低品位高铁锰连生矿进行一段磨矿,制成一段矿粉;一段矿粉粒度≤80目,并且粒度≤100目的部分占总质量的80~90%;
(2)将一段矿粉进行强磁选,获得铁锰预富集矿和强磁尾矿;强磁选的磁场强度为7500~9000Oe;
(3)将铁锰预富集矿进行脱水,至水的质量百分比<10%,获得脱水矿粉;将脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉,在悬浮状态下与还原气体混合进行还原,其中还原温度为550~700℃,还原时间为10~30min,还原完成后获得焙砂;将焙砂进行一段弱磁选,一段弱磁选的磁场强度为2000~2300Oe,获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿;一段弱磁选精矿作为一段粗铁精矿,一段弱磁尾矿作为一段锰精矿;
(4)将一段粗铁精矿脱磁后进行二段磨矿,制成二段矿粉;二段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的99%以上,并且粒度≤400目的部分占总质量的60%以上;将二段矿粉进行二段弱磁选,二段弱磁选的磁场强度为1300~1500Oe,获得二段弱磁选精矿和二段弱磁选尾矿;二段弱磁选精矿作为二段粗铁精矿,二段弱磁尾矿作为二段锰精矿;
(5)将一段锰精矿和二段锰精矿混合后,用酸液进行浸出,然后加水继续浸出,获得锰浸出液和锰浸出渣;其中全部浸出时间为1~2小时,浸出完成后浸出液的pH值为1~2,酸液与全部锰精矿的质量比为1~1.5;锰浸出液中锰的浸出率>92%;
(6)将二段粗铁精矿用酸液进行浸出,将锰从粗铁精矿中脱除,然后加水继续浸出,获得铁浸出液和铁浸出渣;其中全部浸出时间为1~2小时,浸出完成后浸出液的pH值为1~3,酸液与二段粗铁精矿的质量比为0.4~0.8;铁浸出渣铁品位为61~63%,锰的质量含量<1.8%;铁浸出液中铁的浸出率<10%;
(7)将铁浸出渣作为铁精矿,将铁精矿水洗至洗液为中性,过滤获得合格铁精矿;
(8)将锰浸出液和铁浸出液混合,用于电解锰工序进行除杂电解生产电解锰。
2.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(1)中,难选低品位高铁锰连生矿按质量百分比含TFe 30~34%,MnO 14~16%,SiO2 13~14%。
3.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(1)中,一段矿粉中粒度≤200目的部分占总质量的40~60%,粒度≤500的部分占总质量<30%。
4.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(2)中,铁锰预富集矿按质量百分比含TFe 35~37%,MnO 16~17%。
5.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(2)中,铁锰预富集矿铁和锰的回收率均≥80%。
6.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(3)中,还原气体为一氧化碳和氢气的混合物,其中一氧公碳与氢气的体积比为(2~3):1。
7.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(3)中,一段粗铁精矿的铁品位为52~54%;一段锰精矿的锰品位为41~43%。
8.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于的步骤(3)中,脱水为压滤脱水。
9.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(4)中,二段粗铁精矿的铁品位为57~59%,金属锰的质量含量<6%;二段锰精矿的锰品位为51~53%。
10.根据权利要求1所述的难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法,其特征在于步骤(4)中,酸液为质量浓度98%的硫酸溶液。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210646398.0A CN114908248A (zh) | 2022-06-09 | 2022-06-09 | 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202210646398.0A CN114908248A (zh) | 2022-06-09 | 2022-06-09 | 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN114908248A true CN114908248A (zh) | 2022-08-16 |
Family
ID=82771242
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202210646398.0A Pending CN114908248A (zh) | 2022-06-09 | 2022-06-09 | 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN114908248A (zh) |
Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2175022C1 (ru) * | 2000-08-01 | 2001-10-20 | Малов Евгений Иванович | Способ переработки бедных марганецсодержащих руд |
CN103468928A (zh) * | 2013-09-25 | 2013-12-25 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种氧化锰矿的富集方法 |
CN103725871A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-04-16 | 中南大学 | 一种强化高铁锰矿石铁锰分离的添加剂和方法 |
CN105233976A (zh) * | 2015-11-05 | 2016-01-13 | 鞍钢集团矿业公司 | 预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺 |
CN105296745A (zh) * | 2015-12-01 | 2016-02-03 | 湖南长拓高科冶金有限公司 | 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法 |
CN105331800A (zh) * | 2015-11-27 | 2016-02-17 | 永州丰盈科技有限责任公司 | 一种低品位高铁锰矿还原焙烧工艺 |
CN105772216A (zh) * | 2016-03-28 | 2016-07-20 | 东北大学 | 一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法 |
WO2021237830A1 (zh) * | 2020-05-29 | 2021-12-02 | 东北大学 | 一种工业化处理铁锰矿石的悬浮焙烧系统及方法 |
-
2022
- 2022-06-09 CN CN202210646398.0A patent/CN114908248A/zh active Pending
Patent Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2175022C1 (ru) * | 2000-08-01 | 2001-10-20 | Малов Евгений Иванович | Способ переработки бедных марганецсодержащих руд |
CN103468928A (zh) * | 2013-09-25 | 2013-12-25 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种氧化锰矿的富集方法 |
CN103725871A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-04-16 | 中南大学 | 一种强化高铁锰矿石铁锰分离的添加剂和方法 |
CN105233976A (zh) * | 2015-11-05 | 2016-01-13 | 鞍钢集团矿业公司 | 预富集-焙烧-再磨磁选尾矿回收工艺 |
CN105331800A (zh) * | 2015-11-27 | 2016-02-17 | 永州丰盈科技有限责任公司 | 一种低品位高铁锰矿还原焙烧工艺 |
CN105296745A (zh) * | 2015-12-01 | 2016-02-03 | 湖南长拓高科冶金有限公司 | 贫锰铁矿的锰和铁分离回收方法 |
CN105772216A (zh) * | 2016-03-28 | 2016-07-20 | 东北大学 | 一种用复杂难选铁矿石生产铁精矿的新方法 |
WO2021237830A1 (zh) * | 2020-05-29 | 2021-12-02 | 东北大学 | 一种工业化处理铁锰矿石的悬浮焙烧系统及方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN110292989B (zh) | 一种海滨砂钛粗精矿钛铁分离提质的方法 | |
WO2017185946A1 (zh) | 一种处理低品位红土镍矿的方法及其选矿方法 | |
CN112662896B (zh) | 一种钛矿制备富钛料的方法 | |
Liu et al. | A new process of extracting vanadium from stone coal | |
CN103088208A (zh) | 一种含锰含磷赤铁矿的处理方法 | |
CN102851489B (zh) | 综合回收褐铁型红土镍矿中有价金属的方法 | |
CN111534706A (zh) | 一种攀西钛精矿制备富钛料的方法 | |
CN110963515B (zh) | 一种从粉煤灰中回收氧化铝的方法 | |
CN105112678A (zh) | 钒铬渣提钒及尾渣还原磁选冶炼铬铁合金的方法 | |
CN112322909A (zh) | 一种用硫酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法 | |
CN110735032B (zh) | 一种钒钛铁共生矿处理工艺 | |
CN113149075A (zh) | 一种从低品位铌矿中制备五氧化二铌的方法 | |
CN113817921B (zh) | 一种从石煤钒矿中提取有价金属的方法 | |
CN110629022A (zh) | 一种利用硝酸介质综合处理红土镍矿的方法 | |
CN105063254A (zh) | 一种分离高炉瓦斯泥中铁锌碳的方法 | |
CN105110300B (zh) | 一种含硫化锰的复合锰矿提取锰及硫的方法 | |
CN108330276A (zh) | 利用铁矾渣制备高纯铁粉的方法及其产品和应用 | |
CN108580032B (zh) | 一种多金属伴生选铁尾矿焙烧-磁-混浮联合的选矿方法 | |
CN107572596B (zh) | 一种高磷鲕状赤铁矿制备高纯氧化铁红的方法 | |
CN114214521B (zh) | 一种回收铜渣中铁和铜的方法 | |
CN114908248A (zh) | 一种难选低品位高铁锰连生矿铁锰分离选矿方法 | |
CN106702165B (zh) | 一种从尾矿中浸出铌钪的方法 | |
CN108707746A (zh) | 两段焙烧-磁选-浸出高磷鲕状赤铁矿提铁降磷的方法 | |
CN115478165B (zh) | 一种低温拜耳法赤泥梯级资源化利用的方法 | |
CN110980753B (zh) | 一种采用高硅铁矿生产优质硅酸钠的工艺 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination |