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一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法

摘要

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。

著录项

  • 公开/公告号CN101733194A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2010-06-16

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 中南大学;

    申请/专利号CN201010300557.9

  • 发明设计人 孙伟;黄红军;胡岳华;张刚;

    申请日2010-01-21

  • 分类号B03B7/00;B03C1/00;B03D1/00;

  • 代理机构长沙市融智专利事务所;

  • 代理人邓建辉

  • 地址 410083 湖南省长沙市岳麓区麓山南路932号

  • 入库时间 2023-12-18 00:27:04

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2012-10-03

    授权

    授权

  • 2010-09-01

    实质审查的生效 IPC(主分类):B03B7/00 申请日:20100121

    实质审查的生效

  • 2010-06-16

    公开

    公开

说明书

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

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