CN101733194B - 一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法，本发明的技术方案特征在于：采用粗细分级粗粒磁选细粒浮选回收工艺，结合浓缩强搅拌措施，采用合理的药剂制度，可分步获得品位达26％的锰磁精矿和锰浮选精矿18％，从而实现8％低品位碳酸锰矿的综合回收率达到80％以上，为低品位碳酸锰矿的综合回收利用提供了一种有效、经济的方法。
Description
技术领域
本发明涉及一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法，采用粗细分级粗粒磁选细粒浮选回收工艺，结合采用高效浮选药剂及合理的药剂制度，达到碳酸锰矿的富集与回收，属于盐类矿物浮选回收技术领域。
背景技术
国外，一般处理的碳酸锰资源含锰较高，一般在30％以上，属于优质锰资源。采用简单的选矿、筛分或重选方法就可以经济地得到含锰品位较高的锰精矿。此类资源开发和应用的主要国家是俄罗斯，该国处理含锰31％的矿石所采用的流程主要是“洗矿跳汰强磁选浮选”联合流程或“洗矿跳汰”流程，采用浮选回收矿泥，生产的综合锰精矿含锰为43％55％，回收率达到42％52％。
我国锰矿石的特点是贫、杂、细。绝大部分为贫锰矿，富锰矿石仅占总储量的6.4％绝大部分为贫锰矿。全国碳酸锰矿石平均品位18％左右，锰矿石大具有是贫、杂、细的特点，优质锰矿少，矿石结构复杂、粒度细，绝大多数锰矿床属细粒或微细粒嵌布，锰矿物和其它脉石矿物呈细粒嵌布，矿物种类繁，多矿石物质组分复杂，必须对此类锰矿石在利用前进行工业加工。
处理品位低于10％的碳酸锰资源，解决低品位碳酸锰复杂难处理的关键技术难题，开展新型高效选矿技术的研究与开发，将对实现锰资源的高效利用、提高我国锰资源的保障程度、促进我国锰工业整体技术升级、提升我国锰深加工制品的国际地位，立足节能减排、发展循环经济，支持国民经济经济又好又快发展具有重要意义。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种有效、经济可行的低品位碳酸锰矿石的选矿方法。
为了解决上述技术问题，本发明提供的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，采用粗细分级粗粒磁选细粒浮选回收工艺，结合浓缩强搅拌措施，采用合理的药剂制度，达到低品位碳酸锰矿的综合回收，其主要步骤如下：
a、将矿石碎磨至-0.1 5mm占80％，加水调浆到质量浓度为20％；
b、将矿浆采用高频筛进行粗细分级，分出粗粒级产品和细粒级产品，粗细分级的高频筛的筛孔尺寸为0.15mm，粗粒产品为大于0.15mm，细粒产品为小于0.15mm；
c、粗粒级产品进行磁选，得到磁选精矿为锰精矿1；
d、对细粒级产品及粗粒级磁选后的尾矿合并，再磨至-0.074mm质量占80％，再将矿浆浓缩至质量浓度为35％进行强搅拌调浆；
e、加入pH调整剂，将pH调至8，加入用量为4000g/t的抑制剂，加入用量为1000-2000g/t的捕收剂，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为锰精矿2。
所述的步骤c中，磁选采用粗磁选粗精矿再磨精磁选作业流程，磁选精矿为锰精矿。
所述的步骤d中，强搅拌的速度为1500转/min，时间为20min。
所述的步骤e中，加入的pH调整剂可为碳酸钠。
所述的步骤e中，加入的抑制剂为水玻璃、单宁、羧甲基纤维素或水玻璃、单宁和羧甲基纤维素的混合物。
所述的步骤e中，加入的捕收剂为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基硫酸钠或几种的混合
所述的步骤e中，浮选可多次精选、扫选浮选作业，直到获得锰精矿达到品位18％以上。
本发明的技术效果在于：采用粗磨、粗细分级、粗粒磁选、细粒浓缩强搅拌浮选等方法，通过分步多级别的分选形式，可以得到高品位锰磁精矿和合格锰浮选精矿，有效提高了低品位碳酸锰矿的综合回收率，整体选矿成本较低，具有较高的技术、经济推广价值，尤其用于品位低于10％的碳酸锰矿资源的选矿。
附图说明
图1是本发明的基本工艺流程图；
图2是本发明的改进工艺流程图。
具体实施方式
本发明提供的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，采用粗细分级粗粒磁选细粒浮选回收工艺，结合浓缩强搅拌措施，采用合理的药剂，达到低品位碳酸锰矿的综合回收，主要步骤如下：
a、将矿石碎磨至-0.15mm占80％，加水调浆到质量浓度为20％；
b、将矿浆采用高频筛进行粗细分级，分出粗粒级产品和细粒级产品，粗细分级的高频筛的筛孔尺寸为0.15mm，粗粒产品为大于0.15mm，细粒产品为小于0.15mm；
c、粗粒级产品进行磁选，得到磁选精矿为锰精矿1；
d、对细粒级产品及粗粒级磁选后的尾矿合并，再磨至-0.074mm质量占80％，再将矿浆浓缩至质量浓度为35％进行强搅拌调浆；
e、加入pH调整剂，将pH调至8，加入用量为4000g/t的抑制剂，加入用量为1000-2000g/t的捕收剂，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为锰精矿2。
所述的步骤c中，磁选采用粗磁选粗精矿再磨精磁选作业流程，磁选精矿为锰精矿。
所述的步骤d中，强搅拌的速度为1500转/min，时间为20min。
所述的步骤e中，加入的pH调整剂可为碳酸钠。
所述的步骤e中，加入的抑制剂为水玻璃、单宁、羧甲基纤维素或水玻璃、单宁和羧甲基纤维素的混合物。
所述的步骤e中，加入的捕收剂为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基硫酸钠或几种的混合。
所述的步骤e中，浮选可多次精选、扫选浮选作业，直到获得锰精矿达到品位18％以上。
以下实施例旨在进一步说明本发明，而不是对本发明的限制。
实施例1：
采用本方法对湖南湘南某低品位锰矿进行浮选试验。该矿物中Mn含量为8.48％，脉石矿物为硅酸盐矿物和石英。
参见图1和图2，将低品位碳酸锰矿碎磨至-0.074mm占80％，将矿浆采用0.15mm高频筛进行粗细分级，分出粗粒级产品和细粒级产品。 粗粒级产品经高梯度一次粗选，粗精矿经过再磨，精选一次得到锰品位为26.02％锰磁精矿K1。磁选的中矿和尾矿和筛分细粒级产品合在一起经再磨，浓缩强搅拌进入浮选。浮选过程中，加入的pH调整剂可为碳酸钠，将pH调至8。加入的抑制剂可为水玻璃、单宁、羧甲基纤维素或几种的混合，用量为4000g/t，加入的捕收剂为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基硫酸钠或几种的混合，用量为1000g/t。经过两次精选和三次扫选，最终得到锰品位为18.25％的锰精矿K2。开路锰总回收率达到60％以上。
实施例1试验结果
实施例2：
采用本方法对湖南湘西某低品位锰矿进行浮选试验。该矿物中Mn含量为10.11％，脉石矿物为硅酸盐矿物和石英。
参见图1和图2，将低品位碳酸锰矿碎磨至-0.074mm占80％，将矿浆采用0.15mm高频筛进行粗细分级，分出粗粒级产品和细粒级产品.粗粒级产品经高梯度一次粗选，粗精矿经过再磨，精选一次得到锰品位为26.32％锰磁精矿K1。磁选的中矿和尾矿和筛分细粒级产品合在一起经再磨，浓缩强搅拌进入浮选。浮选过程中，加入的pH调整剂可为碳酸钠，将pH调至8。加入的抑制剂可为水玻璃、单宁、羧甲基纤维素或几种的混合，用量为4000g/t加入的捕收剂为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基硫酸钠或几种的混合，用量为2000g/t。经过两次精选和三次扫选，最终得到锰品位为19.14％的锰精矿K2。锰总回收率达到62％以上。
实施例2试验结果
实施例3：
参见图1和图2，采用本方法对湖南某低品位锰矿进行全流程闭路试验。该矿物中Mn含量为10.11％，脉石矿物为硅酸盐矿物和石英。
试验中将产生的中矿返回到上一级作业。其余的条件和步骤同实施例2。采用该方法后，可以得到总回收率为80％，磁锰精矿品位为25.98％，浮选锰精矿品位为18.08％的最终产品。
实施例3试验结果
Claims (7)
1.一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法，采用粗细分级-粗粒磁选-细粒浮选回收工艺，结合浓缩强搅拌措施，采用合理的药剂，达到低品位碳酸锰矿的综合回收，其特征是：主要步骤如下：
a、将矿石碎磨至-0.15mm占80%，加水调浆到质量浓度为20%；
b、将矿浆采用高频筛进行粗细分级，分出粗粒级产品和细粒级产品，粗细分级的高频筛的筛孔尺寸为0.15mm,粗粒产品为大于0.15mm,细粒产品为小于0.15mm；
c、粗粒级产品进行磁选，得到磁选精矿为锰精矿1；
d、对细粒级产品及粗粒级磁选后的尾矿合并，再磨至-0.074mm质量占80%，再将矿浆浓缩至质量浓度为35%进行强搅拌调浆；
e、加入pH调整剂，将pH调至8，加入用量为4000g/t的抑制剂，加入用量为1000-2000g/t的捕收剂，在浮选机中进行浮选，得到的泡沫产品为锰精矿2。
2.根据权利要求1所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤c中,磁选采用粗磁选-粗精矿再磨-精磁选作业流程，磁选精矿为锰精矿。
3.根据权利要求1或2所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤d中，强搅拌的速度为1500转/min，时间为20min。
4.根据权利要求1或2所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤e中，加入的pH调整剂可为碳酸钠。
5.根据权利要求1或2所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤e中，加入的抑制剂为水玻璃、单宁、羧甲基纤维素或水玻璃、单宁和羧甲基纤维素的混合物。
6.根据权利要求1或2所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤e中，加入的捕收剂为脂肪酸类捕收剂油酸、十二烷基硫酸钠。
7.根据权利要求1或2所述的低品位碳酸锰矿石的选矿方法，其特征是：所述的步骤e中，浮选采用多次精选、扫选浮选作业，直到获得锰精矿达到品位18%以上。
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| PB01 | Publication | ||
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
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Granted publication date: 20121003 |