一种锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法

申请号 CN202310828351.0 申请日 2023-07-06 公开(公告)号 CN117324115A 公开(公告)日 2024-01-02
申请人 上海逢石科技有限公司; 发明人 叶传勇; 张剑廷; 唐晓玲;
摘要 本 发明 涉及一种 铁 锰矿预富集—悬浮 焙烧 —分选分离富集的方法,属于 冶金 和矿物加工悬浮流态化焙烧技术领域,铁锰矿通过半自磨闭路磨矿—球磨开路磨矿—全粒级强磁预选—悬浮磁化焙烧—分级立式搅拌磨矿—弱 磁选 工艺方法,实现了铁锰矿杂质的预抛尾使得铁锰得到同步富集,经过悬浮磁化焙烧同步还原 磁性 改性,利用磁性差异高效分选分离从而实现铁锰矿的分离和富集,得到了高品位、高回收率的锰精矿和铁精矿;经过实践工业应用检验,该方法具有资源利用率高、低 碳 环保、自动化 水 平高等特点,实现了资源多组分高效 回收利用 ,该方法适用性广,可广泛适用于赞比亚、 马 来西亚、加蓬、南非、俄罗斯以及我国等大部分地区的含铁锰矿,推广前景十分广阔,社会经济效益显著。
权利要求

1.一种锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,按以下步骤进行:
⑴铁锰矿预富集抛尾
原矿通过半自磨湿磨到磨矿细度‑200目含量20%,得到磨机排料,所述磨机排料采用直线振动筛分级后,筛上经皮带返回至半自磨,筛下自流到池输送至旋流器分级;旋流器沉砂返回球磨再磨,得到球磨产品;旋流器溢流和所述球磨产品进行弱磁选;弱磁尾矿经隔渣筛隔渣,筛上返回球磨再磨,筛下进行强磁粗选;所得的强磁粗选尾矿进行强磁扫选,扫选尾矿浓缩过滤后作为最终尾矿撇弃;弱磁精矿、强磁粗选精矿和强磁扫选精矿混合,浓缩过滤后得到预选精矿;
⑵悬浮磁化焙烧
将所述预选精矿预处理后给入悬浮磁化焙烧炉经过预热、加热、还原后获得焙砂;
⑶铁锰分选分离富集
所述焙砂经搅拌槽调浆后由料浆泵泵入至旋流器分级,分级沉砂经立式搅拌磨机磨矿分级后,所得的溢流经过粗选、精选分选过滤后得到铁精矿,溢流经过粗选、扫选经浓缩过滤后得到锰精矿。
2.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(1)所述的半自磨采用直线振动双层筛,所述直线振动双层筛的下层筛孔尺寸为2‑
6mm。
3.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(1)所述直线振动双层筛的筛上碎球较多,将筛上返回至半自磨的皮带上增设除铁装置。
4.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(1)所述弱磁选磁场强度为1500‑3000Oe;强磁粗选磁场强度为5000‑9000Oe;强磁扫选磁场强度为6000‑10000Oe。
5.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(2)所述预处理后的预选精矿质量百分比浓度<10%、细度‑200目含量50%‑70%。
6.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(2)所述还原气有效还原组分为CO和H2,还原气体的浓度≥40%。
7.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(2)所述预热温度为250~550℃,预热时间2~5min;加热温度为600‑700℃,加热时间1~3min;还原温度为520‑620℃,还原时间为20‑40min,还原气过剩系数不低于1.5。
8.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(3)所述的旋流器旋给浓度30%‑40%,旋流器直径选用小于φ350mm规格的小直径旋流器,所述磨矿浓度65%‑75%,所述溢流浓度23%‑29%。
9.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,步骤(3)所述的粗选、精选、扫选的磁选机为永磁弱磁选机,选用半逆流箱体,所述磁选机的磁系包130°‑140°,分选间隙35mm‑45mm;粗选磁场强度为1500‑2500Oe,精选磁场强度为1500‑2000Oe,扫选磁场强度为2500‑4000Oe。
10.根据权利要求1所述的铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其特征在于,所述铁精矿中TFe 65%‑68%,TMn 2%‑4%,铁回收率90%‑95%;锰精矿中TMn 50%‑
55%,TFe 3%‑6%,锰回收率为78%‑83%。

说明书全文

一种锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法

技术领域

[0001] 本发明属于冶金和矿物加工悬浮流态化焙烧技术领域,具体涉及一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法。

背景技术

[0002] 锰是元素周期表中第四周期的第七族元素。在自然界中锰有Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ及Ⅶ价态,其中以Ⅱ和Ⅳ价态最为常见。锰在空气中非常容易化。锰在地球岩石圈中以及酸盐相的陨石中表现有强烈的亲石性质,但在岩石圈上部则有强烈的亲氧性质,锰与铁在岩石圈中以及陨石中虽有许多相似的化学性质,但锰并不亲铁。
[0003] 锰是铁工业不可缺少的原料,锰元素作为钢材产品中重要的添加元素,与钢铁生产量有着紧密的联系。素有“无锰不成钢”之说,其90%~95%以上的锰都是用在钢铁工业中,冶金工业中用锰来制造含锰特种钢,在钢中加入少量的锰,就能增加硬度、延展性、韧性、抗磨能等。锰钢是制造机器、船舶、车辆、铁轨、桥梁、大型厂房必需的材料。锰铁合金在炼钢时,还作为还原剂,用以脱氧、脱硫,提高钢的质量和产量。
[0004] 除了上述钢铁业的基本需求,其余10%~5%的锰则用于其他工业领域。如锰与、镍、、钴等制成各种合金,用以制造机械部件、飞机和船舶的器材、标准电阻丝等;软锰矿(二氧化锰粉)用作于电池的消极剂,在陶瓷、搪瓷生产中作氧化剂和釉色,在玻璃生产中用以消除绿色和制装饰玻璃。锰的化合物,如硫酸锰、酸锰、高锰酸等,是化学试剂、医药、染料、油漆、合成工业等的重要原料;如化学工业(制造各种含锰盐类)、轻工业(用于电池、火柴、印漆、制皂等)、建材工业(玻璃和陶瓷的着色剂和褪色剂)、国防工业、电子工业,以及环境保护和农牧业等等。总之,锰在国民经济中具有十分重要的战略地位。
[0005] 而世界锰矿资源的分布极不平衡;95%以上的锰矿储量集中在南非、俄罗斯、加蓬、澳大利亚、巴西、印度等少数国家。其中南非锰矿储量最多,占世界总储量的42.8%,俄罗斯锰矿储量位居第二,占世界总储量的37.9%,澳大利亚锰矿储量占世界总储量的8.7%,加蓬锰矿储量占世界总储量的4.6%,巴西锰矿储量占世界总储量的2.4%,印度锰矿储量占世界总储量的1.5%;其它国家锰矿储量占世界总储量的2.1%。
[0006] 我国锰矿资源有近5亿吨,但目前可经济开采利用的仅1.27亿吨,其中93%为贫锰矿(平均含锰在22%),即难选细粒贫锰矿石。产地分布也不均匀,主要分布在广西、湖南、贵州、四川、南和辽宁等省份。
[0007] 根据选矿工艺分离方法的研究,将锰矿石划分五类:普通氧化锰矿石、碳酸盐锰矿石、铁锰矿石、含锰铁矿石、多金属复合锰矿石。
[0008] 铁锰矿石以锰为主,锰和铁的总量大于30%。此类矿石的选矿技术目前还处于研究阶段,此类矿石主要分布在印度和俄罗斯等国家。由于铁锰矿石中铁矿物和锰矿物的密度和比磁化系数相近,而且两者共生紧密,嵌布粒度极细,因此铁锰矿石比普通氧化锰矿石难选。采常规的浮选、重选和强磁选等机械选矿方法均难获得含锰高、含铁低的锰精矿。
[0009] 目前在世界范围内,对难选的低品位铁锰矿石的机械选矿方法及工艺,多趋向几种选矿方法组成的联合流程:强磁选‑浮‑重联合流程、跳汰‑湿式强磁选、氧化还原‑酸浸‑磁选、洗矿‑跳汰‑强磁选‑浮选、焙烧‑重选‑弱磁选、强磁粗选‑跳汰精选‑强磁扫选等。由于很多选厂位于环境保护区内,为避免环境污染,在处理矿石时,不宜采用浮选、化学浸出等工艺进行选别。由于铁锰矿石、含锰铁矿石的有用矿物铁矿物和锰矿物的密度和比磁化系数相近,且两者共生紧密,嵌布粒度细,所以该铁锰矿石比普通氧化锰矿石难选。该类矿石脉石矿物主要以石英硅酸盐的形式存在。因此,要获得高品位的锰精矿,必须有效地脱除含硅矿物,实现锰和铁的有效分离,而以上常规的分选方法很难实现铁、锰的高效分离,很难获得高品位的锰精矿。

发明内容

[0010] 本发明旨在提供一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,采用“半自磨—球磨—强磁预选—悬浮焙烧—立磨—弱磁选”工艺流程,以实现铁锰矿资源的高效开发利用。
[0011] 一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,按以下步骤进行:
[0012] ⑴铁锰矿预富集抛尾
[0013] 原矿通过半自磨湿磨到磨矿细度‑200目含量20%,得到磨机排料,所述磨机排料采用直线振动筛分级后,筛上经皮带返回至半自磨,筛下自流到池输送至旋流器分级;旋流器沉砂返回球磨再磨,得到球磨产品;力旋流器溢流和所述球磨产品进行弱磁选;弱磁尾矿经隔渣筛隔渣,筛上返回球磨再磨,筛下进行强磁粗选;所得的强磁粗选尾矿进行强磁扫选,扫选尾矿浓缩过滤后作为最终尾矿撇弃;弱磁精矿、强磁粗选精矿和强磁扫选精矿混合,浓缩过滤后得到预选精矿;
[0014] ⑵悬浮磁化焙烧
[0015] 将所述预选精矿预处理后给入悬浮磁化焙烧炉经过预热、加热、还原后获得焙砂;
[0016] ⑶铁锰分选分离富集
[0017] 所述焙砂经搅拌槽调浆后由料浆泵泵入至旋流器分级,分级沉砂经立式搅拌磨机磨矿分级后,所得的溢流经过粗选、精选分选过滤后得到铁精矿,溢流经过粗选、扫选经浓缩过滤后得到锰精矿。
[0018] 进一步地,步骤(1)的半自磨采用直线振动双层筛,所述直线振动双层筛的下层筛孔尺寸为2‑6mm。
[0019] 进一步地,步骤(1)所述直线振动双层筛的筛上碎钢球较多,将筛上返回至半自磨的皮带上增设除铁装置。
[0020] 进一步地,步骤(1)所述弱磁选磁场强度为1500‑3000Oe;强磁粗选磁场强度为5000‑9000Oe;强磁扫选磁场强度为6000‑10000Oe。
[0021] 进一步地,步骤(2)所述预处理后的预选精矿质量百分比浓度<10%、细度‑200目含量50%‑70%。
[0022] 进一步地,步骤(2)所述还原气有效还原组分为CO和H2,还原气体的浓度≥40%。
[0023] 进一步地,步骤(2)所述预热温度为250~550℃,预热时间2~5min;加热温度为600‑700℃,加热时间1~3min;还原温度为520‑620℃,还原时间为20‑40min,还原气过剩系数不低于1.5。
[0024] 进一步地,步骤(3)所述的旋流器旋给浓度30%‑40%,旋流器直径选用小于φ350mm规格的小直径旋流器,所述磨矿浓度65%‑75%,所述溢流浓度23%‑29%。
[0025] 进一步地,步骤(3)所述的粗选、精选、扫选的磁选机为永磁弱磁选机,选用半逆流箱体,所述磁选机的磁系包130°‑140°,分选间隙35mm‑45mm;粗选磁场强度为1500‑2500Oe,精选磁场强度为1500‑2000Oe,扫选磁场强度为2500‑4000Oe。
[0026] 进一步地,所述铁精矿中TFe 65%‑68%,TMn 2%‑4%,铁回收率90%‑95%;锰精矿中TMn50%‑55%,TFe 3%‑6%,锰回收率为78%‑83%。
[0027] 本发明的有益效果:
[0028] (1)经过半自磨—球磨—强磁预选—悬浮焙烧—弱磁选工艺方法,即预富集工艺采用半自磨‑球磨‑一段弱磁选‑一段强磁粗选‑一段强磁扫选;悬浮磁化焙烧通过蓄热还原实现含铁锰矿铁矿物和锰矿物同步还原‑锰精矿深度转化;选别采用分级立式搅拌磨矿‑一段弱磁粗选‑一段弱磁精选‑一段弱磁扫选。通过以上工艺方法,实现了铁锰矿的预抛尾,同步还原和高效分离富集。
[0029] (2)根据铁锰矿矿石性质和入炉粒度特性要求,预富集系统设计采用一段半自磨闭路磨矿‑球磨开路磨矿‑全粒级入选流程,该流程有利于减轻磨矿过粉碎,降低磨矿细度,减少磨矿产品中微细粒级含量,使预选精矿产品质量(品位、粒度和水分)能够满足悬浮磁化焙烧炉入炉要求。
[0030] (3)本发明具有资源利用率高、低碳环保、自动化水平高等特点,实现了资源多组分高效回收利用,适用于赞比亚、来西亚、加蓬、南非、俄罗斯以及我国等大部分地区的含铁锰矿,推广前景十分广阔,效益显著。附图说明
[0031] 图1为本发明的工艺流程图

具体实施方式

[0032] 在本发明的描述中,需要说明的是,实施例中未注明具体条件者,按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者,均为可以通过市售购买获得的常规产品。
[0033] 本发明实施例中的一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,其工艺流程图如图1所示。
[0034] 本发明实施例中铁锰矿预富集抛尾采用的磨机为溢流型或格子型球磨机,旋流器采用短椎体旋流器或平底结构旋流器。
[0035] 本发明实施例中铁锰分选分离富集采用的磨机选用立式搅拌磨机。
[0036] 实施例1
[0037] 一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法,按以下步骤进行:
[0038] ⑴铁锰矿预富集抛尾
[0039] 原矿品位TFe 45.00%、TMn 15.32%的铁锰矿,由铲运机给到原矿仓,经仓下给料机给到皮带输送机,再给到半自磨机湿磨,磨矿细度‑200目20%的矿浆经直线振动筛控制分级后,筛上经返料皮带返回至半自磨;筛下自流到泵池经渣浆泵输送至旋流器分级,旋流器沉砂返回球磨得到球磨产品,旋流器溢流自流给入弱磁选分矿箱,球磨产品排至泵池通过矿浆泵扬送至弱磁选分矿箱,与旋流器溢流一起给入弱磁选机磁选,磁选机磁系主磁极为7个极,磁选机分选间隙46mm,磁系偏角10°,磁系包角为135.3°,精矿端卸矿方式为卸矿水+磁辊引导辅助的联合卸矿方式,弱磁选磁场强度为2688Oe;
[0040] 弱磁选机选出矿石中的少量强磁性矿物,弱磁选尾矿由泵给入隔渣筛隔渣,筛上返回球磨再磨,筛下自流到立环强磁机进行强磁粗选,粗选作业入选浓度30%,转环转数3.0转/分钟,脉动冲次250次/分钟,强磁粗选磁场强度为7000Oe;强磁粗选尾矿给入立环强磁机进行强磁扫选,扫选作业入选浓度9.2%,转环转数3.3转/分钟,脉动冲次250次/分钟,强磁扫选磁场强度为7800Oe;
[0041] 弱磁精矿、强磁粗选精矿和强磁扫选精矿混合,泵送至浓密机进行浓缩后通过泵送至真空盘式过滤机过滤得到预选精矿,获得预选精矿TFe 47.25%、TMn 15.80%,铁回收率为96.22%、锰回收率为94.54%的指标。
[0042] 强磁扫选尾矿经过浓密机浓缩后,通过泵送至板框过滤机进行过滤,过滤后的尾矿作为路基材料用于道路铺设。
[0043] ⑵悬浮磁化焙烧
[0044] 将细度‑200目含量61.5%、水分7.6%的预选精矿从预选精矿仓通过侧卸活化给料机自重掉入胶带机给入悬浮焙烧炉,经过预热、加热、还原,预热温度450℃,预热时间3min,加热温度为650℃,加热时间2min,在悬浮状态下与CO和H2混合进行还原,CO+H2的浓度
43.74%,其中还原温度为615℃,还原时间为29min,还原完成后获得焙砂,铁锰矿经过悬浮磁化焙烧后由铁矿物由难选弱磁性铁矿还原为易选强磁性磁铁矿,锰矿物仍然保持其弱磁性特性,由于锰矿物的活性远远强于铁矿物,还原剂CO、H2首先会和锰矿物反应,高价锰变为低价锰之后剩余的CO、H2才将弱磁性的Fe2O3还原成Fe3O4,还原气过剩系数为1.58,烧失
3.54%;
[0045] ⑶铁锰分选分离富集
[0046] 所述焙砂经搅拌槽调浆后由料浆泵泵入至旋流器分级,所述的旋流器旋给浓度32.4%,旋流器直径选用小于φ350mm规格的小直径旋流器,所述磨矿浓度67.5%,所述溢流浓度即粗选入选浓度25.2%;分级沉砂返回立磨机再磨,分级后溢流经过粗选、精选分选、过滤后得到铁精矿,粗选尾矿去扫选作业,扫选分选浓度11.8%,粗选尾矿经扫选后得到扫选尾矿,所述扫选尾矿经过浓缩过滤后得到锰精矿,粗选磁场强度为1838Oe,精选磁场强度为1520Oe,扫选磁场强度为2637Oe。流程中根据分选产率和指标组分成分情况,将精尾并入锰精矿中,扫精并入铁精矿中,预富集精矿通过悬浮磁化焙烧矿相转化后,铁锰矿中的弱磁性铁矿物矿相转化为强磁性铁矿物,锰矿物仍然保持弱磁性,利用铁矿物与锰矿物比磁化率差异较大的特性,通过弱磁选分选分离实现铁锰分离。实现了锰铁分离富集全组分利用。
[0047] 最终获得:铁精矿TFe 65.09%,TMn 3.82%,铁回收率为93.14%;锰精矿TMn 50.27%,TFe 5.79%,锰回收率为78.49%,其中锰精矿中锰铁比为8.68,大于5,TMn>
50%,非常适用于优质钢和铁合金冶炼
[0048] 实施例2
[0049] 与实施例1的铁锰矿分离富集的方法,区别在于:
[0050] 原矿为:品位TFe 44.95%、TMn 15.21%的铁锰矿,主要杂质成分为SiO2。
[0051] 步骤1中弱磁选磁场强度为2688Oe;强磁粗选磁场强度为7300Oe;强磁扫选磁场强度为8500Oe。通过磨矿‑预选,获得预选精矿TFe 47.09%、TMn 15.50%,铁回收率为96.77%、锰回收率为94.16%的指标。
[0052] 步骤2中悬浮磁化焙烧加热温度658℃、加热时间1.5min,还原温度595℃、还原时间34min,还原气过剩系数2.1,烧失3.74%;
[0053] 步骤3中粗选入选浓度26.5%,‑200目含量89.3%,粗选磁场强度为1838Oe,精选分选浓度18.9%,精选磁场强度为1520Oe,扫选分选浓度12.3%,扫选磁场强度为2637Oe。
[0054] 最终获得铁精矿TFe 66.59%,TMn 3.52%;锰精矿TMn 53.78%,TFe 4.39%,其中锰精矿中锰铁比为12.25。
[0055] 实施例3
[0056] 与实施例1的铁锰矿分离富集的方法,区别在于:
[0057] 原矿为:品位TFe 42.20%、TMn 16.10%的铁锰矿,主要杂质成分为SiO2。
[0058] 步骤1中强粗选作业入选浓度27.8%,强磁粗选磁场强度为5800Oe;扫选作业入选浓度10.6%,强磁扫选磁场强度为6700Oe。通过磨矿‑预选,获得预选精矿TFe 44.50%、TMn 16.50%,铁回收率为87.87%、锰回收率为85.40%的指标。
[0059] 步骤2中悬浮磁化焙烧加热温度665℃、加热时间1.67min,还原温度613℃、还原时间32.5min,还原气过剩系数1.88,烧失3.79%;
[0060] 步骤3中粗选入选浓度28.34%,‑200目含量92.45%,粗选磁场强度为1838Oe,精选分选浓度17.7%,精选磁场强度为1520Oe,扫选分选浓度10.38%,扫选磁场强度为2637Oe。
[0061] 最终获得铁精矿TFe 66.09%,TMn 3.37%;锰精矿TMn 50.89%,TFe 5.00%,其中锰精矿中锰铁比为10.18。
[0062] 实施例4
[0063] 与实施例1的铁锰矿分离富集的方法,区别在于:
[0064] 原矿为:品位TFe 47.96%、TMn 15.80%的铁锰矿,主要杂质成分为SiO2。
[0065] 步骤1中强粗选作业入选浓度32.3%,强磁粗选磁场强度为7900Oe;扫选作业入选浓度15.3%,强磁扫选磁场强度为9800Oe。
[0066] 步骤2中还原温度579℃、还原时间34.7min,还原气过剩系数2.62,烧失3.3%;
[0067] 步骤3中粗选入选浓度25.46%,‑200目含量95.33%,粗选磁场强度为1838Oe,精选分选浓度16.5%,精选磁场强度为1520Oe,扫选分选浓度12.47%,扫选磁场强度为2637Oe。
[0068] 最终获得铁精矿TFe 67.87%,TMn 2.79%;锰精矿TMn 53.74%,TFe 3.83%,其中锰精矿中锰铁比为14.03。
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