贵州省罗甸县某高磷高铁难选冶锰矿石的选矿工艺研究

顾锡龙，张 莹，魏振宏，周 冰

(青海省地质矿产测试应用中心，青海 西宁 810008)

0 前 言

贵州省锰矿资源丰富，具有品位低、矿物组合复杂以及有害元素含量相对较高等特征，导致锰矿资源的选冶和综合利用难度大[1]。我国选矿技术的不断提升以及对锰矿资源的需求量不断增加，促进了锰矿资源的选冶工艺[2-4]。鉴于此，以贵州省罗甸县某高磷高铁难选冶锰矿石为研究对象，确定更加有效的选冶工艺，为提高该区域的锰资源利用率提供参考。

1 矿石性质

研究区矿石中金属矿物主要以软锰矿和褐铁矿为主，水锰矿、褐锰矿、菱锰矿等次之；脉石矿物主要有黏土、水云母、石英等。其中，软锰矿多为隐晶质粉末状，粒度多在0.004 mm以下，少量(约5%)呈针状、发丝状，粒度在0.02 mm以下。矿石的化学多元素分析结果见表1，矿石中锰的化学物相分析结果见表2。

表1 矿石的化学多元素分析结果 %

表2 矿石中锰的化学物相分析结果 %

由表1可知：矿石中Mn元素含量可达30.18%，可以回收利用；矿石中的有害元素S、As含量相对较低，磷的品位较高，为4.21%；矿石中Mn/TFe为0.893，P/Mn值为0.139，说明该矿石属于高磷高铁锰矿石，属于难选冶矿石；矿石中含有少量的褐铁矿，与软锰矿均属于弱磁性矿石，密度差异不大，导致锰矿物和铁矿物分选困难。

由表2可知：矿石中的锰主要赋存在软锰矿中，分配率可达94.73%；少量赋存在水锰矿和褐锰矿及菱锰矿中，分配率分别为3.37%和1.90%。

2 原矿粒度筛析

矿石中主要目标矿物的粒度组成以及分配特征对确定矿石的磨矿细度以及制定选矿工艺等有着直接的影响[5]。鉴于此，首先在显微镜下对矿石中软锰矿的嵌布粒度进行干筛，结果见表3。

表3 矿石粒度筛析结果

由表3可以得出：锰的嵌布粒度较细，且具有向细粒级富集的规律。与之相反，磷的嵌布粒度较粗，在粗粒级中具有明显的富集现象，总体上具有随着粒度的逐渐变细，磷在锰矿石中含量降低的变化趋势。

3 磨矿细度试验

根据矿石性质特征，矿石中磷粒度粗、硬度大、较难磨，软锰矿硬度小容易泥化[6]。本次对矿石磨矿细度进行测定，结果见表4。

表4 磨矿细度分析结果

由表4分析结果可说明：矿石中的磷灰石由于硬度较大，磨矿时间较长，-0.075 mm级含量也不是太高。但是，软锰矿硬度又小，磨矿时产生了许多次生泥质，对选矿是不利的。要矿石单体解离必须全部过-0.075 mm级，本次试验所用软锰矿样品的泥化程度高，不容易磨细，所以，磨矿成本会增高。

4 磁选工艺试验

4.1 湿式强磁选试验

根据磷灰石为非磁性矿物及软锰矿为弱磁性矿物特征，选择强磁选进行分选试验，分为2组实验：①将原矿磨后直接磁选；②将原矿水洗分级后磁选。磨矿后的给矿浓度为20%，进行湿式强磁选，试验流程见图1，结果见表5。

图1 湿式强磁选试验流程

由表5试验结果可以得出：湿式强磁选并没有很好地将矿石中的磷脱除，这可能是磷灰石没有与锰分离或者可能是磷灰石与褐铁矿关系密切的缘故。

将矿石-2 mm粒级原矿先水洗分级后再进行湿式强磁选试验，水洗分级结果见表6，磁选条件及结果见表7。

表6 矿石水洗分级结果

由表6得出：矿石经过水洗后-2 mm+0.85 mm粒度较粗，锰品位低，磷品位高，作尾矿处理。在-0.075 mm级别，锰明显富集，回收率达到58.24%，并脱除了71.49%的磷。根据水洗分级结果，改用0.25 mm和0.075 mm筛子筛分样品，再磁选。磁选条件和结果见表7。

表7 水洗分级后磁选结果

由表7结果看出：分级进行磁选，脱磷效果并不好，特别是-0.075 mm级别，虽然有90%的磷与锰的单体解离了，但由于磷赋存在铁中，导致磁选不能有效地将磷从锰矿中脱除。

4.2 高梯度磁选试验

将原矿干筛后送高梯度磁选，试验条件和结果见表8。

表8试验结果表明：使用高梯度磁选也不能有效分离磷和锰。

5 重选工艺试验

将原矿分级(未水洗)为-2 mm+0.25 mm、-0.25 mm+0.075 mm和-0.075 mm 3个粒级，分别上摇床和水力旋流器，试验流程见图2，试验结果见表9～11。

图2 摇床试验流程

表9 -2 mm +0.25 mm摇床结果 %

表10 -0.25 mm +0.075 mm摇床结果 %

表11 -0.075 mm水力旋流器结果

从表9～11可以得出：重选分选效果也不理想，磷与锰并没有分选开来。表11试验结果还说明锰磷有一部分超细，溢流产率高。鉴于单一的重选及磁选都没有很好地分离磷与锰，故进行脱磷试验。

6 脱磷工艺试验

6.1 脱磷试验的原理

脱磷试验是在上述重选和磁选试验的基础上，先进行水洗分级，脱除约70%的磷后，再用细粒级样进行试验。根据矿石性质特征，矿石中的磷主要是磷灰石，而酸溶是基于磷灰石可溶于稀酸而氧化锰溶于稀酸的速度很慢的原理进行浸出试验[7-9]。

6.2 粒度试验

上文试验已表明，矿石在细粒级锰与磷灰石才解离，因此原矿样品分为3个级别进行浸出脱磷试验。试验条件：常温，液固比1∶4，酸用量为1∶1盐酸12 mL，浸出时间为20 min，搅拌浸出。试验结果见表12。

表12 粒度浸出试验结果

由表12可知：磷的脱出率随粒度的变细增高，这是由于粒度细时，磷灰石更充分地从矿石中暴露出来与酸作用。此外，对比粒度粗时增加浸出时间试验，其磷的脱出率并没有提高。因此，选取粒度为-0.075 mm为试验用粒度。

6.3 盐酸用量试验

试验用的矿样为原矿水洗分级后的-0.075 mm样品，经过水洗分级后，磷已脱除约70%，锰得到富集。样品的品位Mn为37.5%，P为2.71%。称取样品重量20 g，在常温、常压、液固比为1∶4下搅拌浸出，浸出时间为20 min，盐酸配成1∶1浓度。试验结果见表13。

表13 盐酸用量试验结果

由表13可知：随着盐酸用量的增加，作业脱磷率也随之增加，当盐酸用量增加到一定值时，脱磷率基本保持不变，说明磷灰石与酸反应速度较快，在短时间内就反应完毕，渣的磷品位为0.625%。因此，选用酸的用量为12 mL(1∶1)盐酸做进一步的浸出试验。

6.4 脱磷时间试验

在常温、常压、液固比为1∶4下搅拌浸出，加1∶1浓度盐酸的基础上开始浸出时间试验。试验结果见表14。由试验结果可知：浸出时间对脱磷率并没有多大的影响，综合经济价值等后选用时间为15 min。

表14 脱磷时间试验结果

6.5 液固比试验

在常温、常压下搅拌浸出，浸出时间为15 min，加1∶1浓度盐酸开始液固比试验，试验结果见表15。

表15 液固比试验结果

由表15可知：液固比越大，脱磷率越高。但考虑到液固比太大导致水用量太大，也不容易过滤等因素，故选取液固比为1∶4进行下一步试验。

6.6 浸出温度试验

在常压、液固比为1∶4下搅拌浸出，浸出时间为15 min，加1∶1浓度盐酸开始浸出温度试验，试验结果见表16。

表16 浸出温度试验结果

从表16结果看出：脱磷率随着温度的升高反而下降，其作用机理尚不清楚，但从生产角度来考虑，常温浸出更有利于生产。

根据脱磷试验，浸出渣中含磷约0.6%，将浸出渣用JEM-2000FXⅡ透射电子显微镜再配英国牛津公司生产的Link ISIS能谱仪对磷的赋存状态进行了详细的研究[10-12]。研究表明：浸出渣中磷与铁共生，呈细分散的形式赋存于纳米赤铁矿集合体和纳米草莓状针铁矿集合体的内部。

7 流程结构试验

根据上述所做的试验，进行流程结构调试试验。

7.1 中矿再磨重选

试验流程见图3，试验结果见表17，表18为精矿浸出结果。

图3 中矿再磨重选流程

表17 水洗分级中矿摇床重选结果 %

经过试验可知：在15 ℃(常温)下，水洗-0.075 mm再磨浸出后，精矿产率为22.71%，精矿中磷品位为0.623%，总脱磷率可达93.91%。

7.2 中矿及精矿再磨磁选

中矿及精矿再磨再选试验流程见图4，试验结果见表18。

图4 中矿及精矿再磨磁选流程

表18 中矿及精矿再磨磁选试验结果 %

由表18可知：由于精矿再磨，高梯度磁选没有分选开，精矿2和中矿2指标一样，所以没有将精矿有效浸出。

7.3 自磨分级浸出试验

根据软锰矿与磷灰石硬度的差异，本文进行了自磨水洗分级浸出试验[13-18]，试验流程如图5，试验结果见表20，浸出结果见表21。

表19 自磨水洗分级试验结果 %

图5 自磨水洗分级浸出试验流程

表20 自磨水洗-0.075 mm浸出结果 %

通过上述流程试验对比以及表19和表20测试结果可知：粗粒级的中矿再磨再选，无论是重选或是磁选都没有分选出所需的精矿。

综上所述，本文推荐自磨水洗分级流程为最终试验流程，在研究区高磷高铁难选冶矿石选矿试验中能够取得较好的选冶效果。

8 结 论

1)研究区锰矿石中主要矿物组成为软锰矿，其次为磷灰石、褐铁矿等，属于高磷高铁难选冶锰矿石。

2)通过分析电镜对产品锰矿粉中的磷进行的赋存状态的大量研究表明，磷与铁共生，呈细分散的形式赋存于纳米赤铁矿的集合体和纳米草莓状针铁矿的集合体内部。

3)通过系列选矿试验，本文推荐自磨水洗分级流程为最终试验流程，在研究区高磷高铁难选冶矿石选矿试验中能够取得较好的选冶效果，最终获得锰精矿含MnO2为41.95%，回收率60.70%，原矿脱磷率达94.63%的较好指标，初步判定该矿具有良好的开发利用价值。