经由硅酸盐的反向阳离子浮选精选锰矿石的方法

摘要

本发明涉及一种从带有锰的矿物的尾矿精选锰的方法，其特征为包含从所述尾矿移出粗粒度部分，脱泥以及进行酸性或碱性反向阳离子浮选的阶段。本发明的带有锰的矿物通常是衍生自岩石“片状泥质岩”(或PETB)、泥质岩粉砂岩(或PEST)、碎岩(或DETR)、富泥质岩(或PERC)以及金属二氧化物(或BXME)的矿物，其中低锰含量是优选的。本发明还涉及一种用于精选锰的反向阳离子浮选，其使用抑制剂和捕集剂作为浮选试剂进行。

说明书

技术领域

本发明涉及采矿领域。具体来说，本发明涉及一种从选矿厂的尾矿精选锰的方法。

背景技术

锰矿石可以通过粉碎、分类以及洗涤以移出细粒部分(其作为尾矿丢弃)来加工。但 是，随着高级锰矿石的耗尽，采矿业将面临选取更多复合矿石并且重处理较高锰含量矿 石的尾矿的挑战。

通常锰矿石选矿流程图主要由破碎和粒度分类组成，其是通过仅开采最丰富和粗部 分进行，所述部分是称作“粒化”和“烧结料”的产物。由于不贵并且还由于当前设备 /选矿操作不适用于回收较精细粒度部分，这些较精细粒度部分(0.150mm以下)目前作为 尾矿丢弃。

在这种情况下，开发替代流程图和针对这些废料的精选途径作为当前方法的补充将 变得有意义，以便增加锰的总体回收以及以减少弃置这一较精细粒度部分的环境影响。

根据本发明，呈现一种精选来自阿苏尔矿(Azul Mine)的尾矿的新颖途径，其经由于 pH＞10中，用阳离子捕集剂和作为抑制剂的多糖(如酰胺)，用20％固体，使用矿物-矿 石由氧化锰(隐钾锰矿-锰钡矿)组成并且脉石矿物基本上由高岭石组成的粗选、扫选以及 精浮选的阶段反浮选来进行。

开发用于精选细锰的适当技术将使得能够处理已由处理厂排放的数百万吨的尾矿， 以及防止将来这类实践的连续性。除促进生产以外，细锰的回收还将允许减少采矿活动 的环境影响，因为其使废料弃置最小化。

当工业精选回路由岩石“片状泥质岩”(PETB)、泥质岩粉砂岩(PEST)、碎岩(DETR)、 富泥质岩(PERC)或金属二氧化物(BXME)馈送时，产生细粒部分(尾矿)，其也分别称为 PETB、(PEST)、(DETR)、(PERC)以及(BXME)。因此，为了鉴别构成当前处理回路的尾 矿并且也衍生自相同名称的岩石的细粒部分的目的，本文中应理解PETB、(PEST)、 (DETR)、(PERC)以及(BXME)。

开发从称作PETB、(PEST)、(DETR)、(PERC)以及(BXME)的样品/岩石回收(并且精 选)锰的方法构成本发明的目标。本发明经设计以精选称作PETB、(PEST)、(DETR)、 (PERC)以及(BXME)的材料中存在的带有锰的矿物。

发明内容

本发明涉及一种从选矿厂的尾矿精选锰的方法，其特征为包含从所述尾矿移出粗粒 度部分，脱泥以及进行酸性或碱性反向阳离子浮选的阶段。本发明的带有锰的矿物通常 是衍生自岩石“片状泥质岩”(或PETB)、泥质岩粉砂岩(或PEST)、碎岩(或DETR)、富 泥质岩(或PERC)以及金属二氧化物(或BXME)的矿物，其中低锰含量是优选的。

本发明还涉及一种用于精选锰的反向阳离子浮选，其使用抑制剂和捕集剂作为浮选 试剂浮选。

附图说明

图1展示PETB处理的一般流程图。

图2表示碱性介质中反向阳离子浮选回路的配置。

图3表示PETB之浮选分析中采用的流程。

图4表示酸性介质中反向阳离子浮选回路的配置。

图5(图A、B以及C)展示碱性介质中反向阳离子浮选的总体金属平衡。

图6展示酸性介质中反向阳离子浮选的金属平衡。

图7展示基于脱泥随后于碱性介质中反向阳离子浮选的精选方法的总体金属平衡。

图8展示碱性介质中反向阳离子浮选回路的配置。

具体实施方式

本发明涉及一种从选矿厂的尾矿精选锰方法。

构成当前处理回路的尾矿并且还衍生自岩石“片状泥质岩”(PETB)、泥质岩粉砂岩 (PEST)、碎岩(DETR)、富泥质岩(PERC)或金属二氧化物(BXME)的细粒部分因其低锰含 量已知。根据含有锰的矿石的现有技术水平，对于锰的回收(和精选)，直接阴离子浮选 法是优选的。然而，迄今为止在足够锰释放方面不可以鉴别出结果，鼓励持续使用或开 发这一精选途径。事实上，锰矿物的在碱性介质中的直接阴离子浮选未成功。这样，在 当前现有技术水平中仍然存在对较好锰回收(和精选)方法的需要。

出人意料地，本发明经设计以使用不同途径(通过浮选，但使用于碱性或酸性介质中 脉石的反向阳离子浮选的精选方法)精选称作PETB、(PEST)、(DETR)、(PERC)以及 (BXME)的材料中存在的锰矿物。经由这一方法，代替浮选含锰矿石，浮选高岭石(主要 污染矿物)，锰在浮选法的下沉产物处经精选并且回收。

本发明的锰矿物通常是具有低锰含量的矿物。

本发明的方法一般特征为包含以下阶段：

a)移出尾矿的粗粒度部分(＞210μm)；

b)在10μm下使在阶段a)中获得的所述较精细部分脱泥，产生一部分浆料(溢流) 和底流；

c)使在阶段a)中移出的所述部分与在阶段b中获得的大于10μm的所述脱泥部分 结合；

d)进行来自阶段c)的所述产物的酸性或碱性浮选。

为了经受通过浮选的精选方法，衍生自类型“片状泥质岩”(PETB)、“泥质岩粉砂 岩”(PEST)、“碎岩”(DETR)、“富泥质岩”(PERC)或“金属二氧化物”(BXME)的当 前处理回路的尾矿需要一般以下程序：

→移出粗粒度部分(＞210μm)，以使得其不致使将在10μm下进行脱泥的旋流器堵 塞。极富含Mn的移出物质应并入脱泥产物中以构成浮选馈料；

→在10μm下于旋流器中脱泥，产生一部分浆料(溢流)和底流，其应该构成浮选馈 料。

在本发明的反向阳离子浮选法中，如果进行碱性浮选，那么初始浮选馈料由20％固 体构成。如果进行酸性浮选，那么初始浮选馈料由50％固体构成。

上述程序分批进行，如图1中所示。使用足够改性剂以改进反向阳离子浮选选择性。 在本发明的反向阳离子浮选法中，抑制剂和捕集剂用作浮选试剂。抑制剂通常是多糖， 优选地是玉米淀粉，并且阳离子捕集剂通常是胺，优选地选自由胺醚和酰胺-胺组成的群 组。

浮选法可以于酸性或碱性介质中完成并且一或多个浮选阶段(其还可以称作精选阶 段)可以包括于浮选回路配置中以在精矿中实现所需锰含量。

由于高岭石(脉石的主要矿物)的粒子与锰矿物的粒子相比呈现较大程度的释放，脉 石的反向阳离子浮选与矿石矿物的直接浮选相比更值得推荐。实际上，锰矿物于碱性介 质中的直接阴离子浮选未成功地实现。因此本发明的目的是一种基于脱泥随后反向阳离 子浮选的从尾矿回收(并且精选)锰的方法。

为了精选来自例如阿苏尔矿的尾矿(类型PETB、(PEST)、(DETR)、(PERC)以及 (BXME))，有必要使材料经受在10μm下脱泥的单一操作，随后浮选。溢流构成浆料并 且作为尾矿丢弃。底流应馈给浮选。

本发明的在碱性介质中反向阳离子浮选脉石应该用20％固体，在10＜pH＜10.3下进 行。浮选试剂应该用于调节，正如抑制剂和捕集剂。图2和图3表示碱性介质中反向阳 离子浮选回路的可能配置。

抑制剂的实例(但不限制本发明)是多糖。酰胺或市售产品福克斯黑德(Fox Head) G2241(也不限制本发明)将在200-500mg/L或900-2000g/t的大致浓度范围内充当锰矿 物的抑制剂。

捕集剂的实例(但不限制本发明)是胺。胺醚(如市售产品里拉弗罗特(Lilaflot)811M) 或酰胺-胺(如市售产品弗罗提加姆(Flotigam)5530)(也不限制本发明)将一般在 1000-1500mg/L或3900-5900g/t的大致浓度范围内充当高岭石或硅酸盐的捕集剂。

抑制剂和捕集剂应该以这个顺序添加，所述顺序是用抑制剂调节必须进行至少2.5 分钟并且用捕集剂调节必须进行至少1分钟。

在用所描述的浮选试剂调节之后，应该进行粗选4-5分钟。产生的泡沫(粗选尾矿) 应该与水混合并且经受扫选阶段2-7分钟，而不添加试剂。通过扫选产生的泡沫被视为 尾矿，而下沉产物应该与粗选下沉物质混合并且一起被视为精矿，根据图3。

然而，在这一阶段有可能认识到精矿中获得的锰含量仍低于预期，指示需要在所述 方法中将精选阶段引入到浮选回路配置中。在这种情况下，通过第一扫选(扫选-1)产生 的泡沫被视为尾矿(尾矿-1)，而下沉产物应该与粗选下沉物质混合并且一起应该馈给由 精浮选阶段，随后扫选-2阶段构成的第2阶段(根据图2)。粗选和扫选-1阶段中的下沉 产物应该呈现14-17％的固体浓度。

在这种情况下，矿浆应该用在90-120mg/L或500-650g/t的大致浓度范围内的抑制 剂并且用在350-500mg/L或2000-2650g/t的大致浓度范围内的捕集剂在10＜pH＜10.3下 调节。

精浮选应该进行2-4分钟，产生将馈给扫选-2阶段的泡沫。这应该进行3-6分钟， 而不添加试剂。根据图2，在扫选-2阶段中浮选的产物构成尾矿-2，而在精选和扫选-2 阶段中下沉的产物经混合并且被视为最终精矿。

或者，本发明的在酸性介质中的反向阳离子浮选应该根据图4中所图解说明的流程 进行。最佳结果通过用50％固体制备矿浆，以将pH校正到pH＝3的量添加H2SiF6并且 调节至少3分钟获得。在那之后，添加NaPO₃(1430mg/L或2000g/t)作为分散剂，随后 调节至少2分钟。在调节之后，矿浆稀释成大约30％固体，添加在3000g/t(或1360mg/L) 的剂量下的捕集剂并且允许调节至少1分钟。进行粗选至少6-7分钟。在粗选阶段中产 生的泡沫馈给扫选阶段，其在不存在试剂的情况下进行至少10-11分钟。

按照图4中所图解说明的流程，来自扫选阶段的下沉物接受H₂SiF₆以校正pH＝3， 调节其至少5分钟。在此调节之后，添加捕集剂并且允许调节至少1分钟。在pH＝3.2 下进行精浮选至少5分钟。通过精选阶段产生的泡沫被视为尾矿，而下沉产物与粗选下 沉物混合，构成最终精矿。

对于本发明的方法，重要的是强调PETB、PEST、DETR以及BXME矿石主要是由 高岭石构成，高岭石以及其它粘土矿物具有改变浮选矿浆的流变特性的显著能力，不利 地影响试剂的混合物并且影响浮选动力学。所述事实对于BXME矿物不太重要，但对于 其它类型的阿苏尔矿(DETR、PEST以及PETB)更相关得多。为了解决问题，建议是与 更稀矿浆(即固体百分比低于25％)一起作用。

重要的是强调为了消除锰矿物的精细粒子的流体动力阻力以用于所产生的泡沫的 目的，扫选阶段是必需的。

使样品表征

根据本发明，在开始经设计以精选存在于化合物PETB、PEST、DETR、PERC以及 BXME中的锰矿物的实验之前，使样品经受表征研究，所述研究在EPUSP的矿工程和 石油部门(Mine Engineering and Petroleum Department)的技术表征实验室(Technological  Characterization Laboratory，LCT)进行。处理的最显著信息(矿物学和释放程度)在前以概 述形式呈现。信息涉及化合物PETB，但对于其它类型类似。

矿物-PETB的化学和矿物组成

材料的粒度分布如表1中所展示，其中有可能注意主要存在具有极精细粒子的材料， 因为其质量的45.5％呈现低于0.010mm(10μm)的粒度，而仅仅3.1％呈现大于0.60mm 的尺寸。

表1材料的粒度分布.

从表1注意到以下：

→保留在28号筛(开口是0.589mm)中的部分高度富含锰(32.9％)。事实上，提前呈 现的结果告知来自浮选的典型精矿呈现在这个相同范围内的含量。

→SiO₂的含量随着粒子尺寸降低而升高，指示较精细部分是最丰富的带有二氧化硅 的矿物。

根据表2中所告知，PETB样品主要由二氧化硅(34.2％)和氧化铝(29.7％)构成，伴随 较高含量的挥发物(在火中12.5％损失)。但是，Mn的含量仅是7.1％，伴随7.3％的Fe 和1.1％的TiO₂。

表2 PETB样品的化学组成.

矿物组成(表3提前)证实化学组成，因为所讨论的样品主要由高岭石(在质量上71％) 组成，伴随隐钾锰矿-锰钡矿(17％)、针铁矿(3.7％)以及方铁锰矿(3.1％)。

从表1和3以及表征报告中的信息，可以注意以下：

→在岩石PETB中隐钾锰矿-锰钡矿是主要带有锰的矿物(以质量计17％)，还突出在 方铁锰矿(以质量计3％)中和在锂硬锰矿(以质量计1％)中存在锰，并且如果与其它较丰 富岩石(如富泥质岩(PERC-Mn含量：23.3％)或金属二氧化物(BXME-Mn含量：24.4％)) 相比，那么这一岩石的Mn的初始含量可以视为较低；

→在细粒部分中锰的含量显著降低，位于11％与33％之间的部分大于0.037mm并 且在2.0％到8.5％范围内的部分低于0.037mm；

→SiO₂和Al₂O₃(高岭石，脉石的主要矿物)的含量呈现与锰(隐钾锰矿)的含量不同的 行为，在分析的所有粒度范围内维持高浓度，其中低于0.010mm的细粒部分略微增加。

表3部分(-0.60+0.010mm)的矿物组成.

矿物 PETB样品(以质量计的％) 隐钾锰矿-锰钡矿 17.0％ 高岭石 71.0％ 针铁矿 3.7％ 方铁锰矿 3.1％ 钛铁矿 1.8％ 锂硬锰矿 1.0％ 石英 0.7％ 其它 1.7％

隐钾锰矿-锰钡矿粒子的释放状态

了解根据粒度范围的隐钾锰矿-锰钡矿粒子的释放状态有助于选择在开发精选方法 中采用的研磨筛，并且预测在获得具有与市场规格相容的Mn含量的精矿中的较大或较 小困难。根据本发明的表征研究，与构成PETB样品的隐钾锰矿-锰钡矿的粒子的释放相 关的信息展示在表4中。

表4隐钾锰矿-锰钡矿粒子根据粒度范围(-0.60mm+0.010mm)从岩石PETB的释 放.

(*)-0.60mm+0.010mm

关于主要锰矿物的粒子的释放(表4)，重要的是强调以下：

→PETB样品的总释放(GL)程度极低(GL＝45％)。因此，期望获得具有极高Mn含量 的浮选精矿是不现实的；

→在粗粒度部分(+0.037mm)中，GL采用低于40％的值，在-0.037mm+0.020mm 范围内升高到GL＝59％；

→释放程度仅在较精细粒度部分(-0.020mm+0.010mm)中达到较高值(GL＝82％)。但 是，根据来自现有技术水平的常识，精细粒子的浮选不非常高效。

因为主要矿物(隐钾锰矿-锰钡矿)的释放缺乏，在脉石的主要矿物(高岭石)的反向浮 选中努力似乎是合理的。为了进行高岭石的反向浮选，有必要根据表5中显示的结果知 晓其粒子的释放(GL)程度。

表5高岭石粒子根据粒度范围(-0.60mm+0.010mm)从岩石PETB的释放.

表5的结果指示：

→高岭石粒子的总释放程度是GL＝88％。所述值比主要锰矿物(GL＝45％)高得多。因 此，高岭石的反向浮选展示比氧化锰的直接浮选更成功；

→在粗粒度部分(-0.60mm+0.020mm)中，释放程度在如下范围内：68％_GL_90％；

→在较精细粒度部分(-0.020mm+0.010mm)中，释放程度达到GL＝95％的量，但根 据现有技术水平的常识所述粒度范围已经非常接近浮选法的极限。

制备样品

在炉中在40℃下干燥来自类型“片状泥质岩”(PETB)的尾矿以抽出天然湿度。在干 燥后，使整个块体均质化并且随后经受图1中所说明的制备流程图。针对化合物PEST、 DETR、PERC以及BXME进行相同程序。

根据图1的流程图，PETB的整个块体在65号筛(开口是0.21mm)中分类。这一程 序为避免在脱泥时水力旋流器堵塞所必需的。

筛分PETB产生两种产物：

a)通过材料(筛下物)，其经受在水力旋流器中脱泥(旋流)的单一操作，寻求在10μm 下切分；

b)保留在筛中的材料，其随后与脱泥产物混合以馈给浮选。

按照图1中所说明的制备流程图，将单一旋流操作应用于65号筛(开口是0.21mm) 的筛下物，产生两种产物：

a)底流，其中精选粗粒子；

b)溢流，其中精选矿泥。

来自水力旋流器的仍呈矿浆形式的溢流和底流的代表性样品，例如通过激光束衍射 技术分析其粒度。结果的概述展示在表6中，其中可注意到，36％(以体积计)的脱泥产 物(底流)对应于尺寸小于10μm的粒子。

表6来自脱泥的溢流和底流的粒度分布(以体积计).

关于矿泥的粒度分布(表12)，应注意其体积的96.8％展示小于10μm的尺寸。继续 图1中所描述的制备流程图，在水力旋流器的底流中收集的材料(脱泥产物)是粗糙的， 在40℃下经干燥并且最后与65号筛(开口是0.21mm)的筛下物共同在细长堆中均质化， 在已称为“浮选馈料”的产物中产生组成。从这一均质化堆，抽出500克等分试样，其 用于浮选分析。

浮选馈料-PETB的粒度和化学组成

称作“浮选馈料”的产物的粒度和化学组成呈现在表7中，其中应注意其质量的 73％展示小于0.020mm的尺寸。重要的是强调当应用于精细粒子时，浮选法失去效率。 另一方面，馈给浮选的质量的10％呈现大于0.21mm的尺寸。根据现有技术水平的常识， 浮选法还难以回收粗粒子。在表7中可以进一步注意锰精选于粗粒度部分中(保留在65 号中)，从而有可能计算34.0％Mn的平均含量。随着材料变得较精细，锰变得稀少并且 SiO₂和Al₂O₃含量变得丰富，指示高岭石的含量在较精细部分中增加。

在表7、图A和B中可以发现根据称为“浮选馈料”的产物的粒度范围的内含物 (Mn、Fe、P、SiO₂、Al₂O₃、TiO₂、CaO、MgO、K₂O、BaO以及PF)分布。

表7图A：“浮选馈料”的粒度分布.

筛 保留的质量 保留％ 累积％ +28号 18.18 3.66％ 3.66％ -28号+65号 30.42 6.12％ 9.78％ -65号+100号 7.91 1.59％ 11.37％ -100号+150号 12.43 2.50％ 13.87％ -150号+200号 9.10 1.83％ 15.70％ -200号+325号 34.78 7.00％ 22.70％ -325号+400号 9.52 1.92％ 24.61％ -400号+635号 12.52 2.52％ 27.13％ -635号 362.17 72.87％ 100.00％ 总计 497.03 100.00％  

表7图B：“浮选馈料”的分布和化学组成.

关于“浮选馈料”中锰的分布(表7，图B)，应注意：

a)35％锰精选于穿过635号筛(开口是0.020mm)的最精细部分中；

b)30％锰精选于保留在65号筛(开口是0.21mm)中的粗部分中；

c)35％锰分布在中间粒度部分之间，即，0.21mm与0.020mm之间。

关于“浮选馈料”中二氧化硅和氧化铝的分布(表7，图B)，应注意85％的二氧化 硅以及氧化铝精选于最精细部分(尺寸小于0.020mm)中，并且剩余15％沿其它粒度类别 分布。所述行为构成脉石的主要矿物，高岭石的分布的指示。

称为“浮选馈料”的材料的密度通过测比重术一式三份测定，产生(2.51+0.01)g/cm³的值。所述低密度是矿物高岭石在这一材料的组成中主导的证据。

呈现以下实例以改进本发明范围的清晰性，而非限制本发明范围。

实例1.在碱性介质中的针对“片状泥质岩”(PETB)的浮选

为了精选来自阿苏尔矿(类型PETB)的尾矿，材料先前在10μm下经受脱泥操作， 随后浮选。溢流构成浆料并且作为尾矿丢弃。底流馈给浮选。

脉石在碱性介质中的反向阳离子浮选用20％固体，在10＜pH＜10.3下，在用如下浮 选试剂调节之后进行：抑制剂(玉米淀粉)和阳离子捕集剂，其以这一顺序添加，在用抑 制剂调节2.5分钟并且用阳离子捕集剂调节1分钟之后。酰胺或福克斯黑德G2241以227 mg/L或900g/t的浓度充当锰矿物的抑制剂，而胺醚(拉弗罗特811M)或酰胺-胺(弗罗提 加姆5530)以1360mg/L或5333g/t的浓度充当高岭石的捕集剂。在用浮选试剂调节之后， 进行粗选5-6分钟。产生的泡沫(粗选尾矿)与水混合并且经受扫选-1阶段6分钟，而不 添加试剂。

通过扫选-1产生的泡沫被视为尾矿(尾矿-1)，而下沉产物与粗选下沉物质混合并且 一起馈给由精浮选阶段，随后扫选-2阶段构成的第2阶段。

粗选和扫选-1阶段中下沉的产物呈现14-17％的固体浓度。所述矿浆然后用呈约90 mg/L或约500g/t浓度的抑制剂(酰胺或福克斯黑德)并且用呈约364mg/L或约2030g/t 浓度的阳离子捕集剂(弗罗提加姆5530或拉弗罗特811M)在10＜pH＜10.3下调节。进行精 浮选6分钟，产生馈给扫选-2阶段的泡沫。这进行4分钟，而不添加试剂。根据图2， 在扫选-2阶段中浮选的产物构成尾矿-2，而在精选和扫选-2阶段中下沉的产物经混合并 且被视为最终精矿。

基于脱泥随后在碱性介质中反向阳离子浮选的精选方法的总体金属平衡概括在表8 中并且说明于图5(图A、B以及C)中。

表8由脱泥+在碱性介质中浮选构成的方法的金属平衡

实例2.在酸性介质中的针对“片状泥质岩”(PETB)的浮选

根据图4中所说明的流程进行在酸性介质中的反向阳离子浮选。通过以下获得最佳 结果：用50％固体制备矿浆，添加H₂SiF₆以校正pH＝3(930mg/L或1116g/t)，调节3 分钟，在这之后，添加NaPO₃(1430mg/L或2000g/t)作为分散剂，随后调节2分钟。在 调节之后，矿浆稀释成31％固体，在3000g/t(或1360mg/L)的剂量下添加捕集剂弗罗提 加姆5530，将其调节1分钟。进行粗选6-7分钟。在粗选阶段中产生的泡沫馈给扫选阶 段，其在不存在试剂的情况下进行10-11分钟。

按照图4中所说明的流程，来自扫选阶段的下沉物接受H₂SiF₆(255mg/L)以校正 pH＝3，调节其5分钟。在这一调节之后，添加弗罗提加姆5530(455mg/L)并且调节1 分钟。在pH＝3.2下进行精浮选5分钟。通过精选阶段产生的泡沫被视为尾矿，而下沉 产物与粗选下沉物混合以构成最终精矿。由脱泥和在酸性介质中反向阳离子浮选构成的 精选方法的金属平衡呈现在表9中并且说明于图6中。

表9由脱泥+在酸性介质中浮选构成的方法的金属平衡

实例3：在碱性介质中的针对“泥质岩粉砂岩”(PEST)的浮选

为了经受通过浮选的精选方法，衍生自类型“泥质岩粉砂岩”(PEST)的处理回路的 尾矿根据一般程序还需要移出粗粒度部分和脱泥的程序。按照针对如PETB的类型采用 的相同精选途径，在碱性介质(10.0＜pH＜10.3)中进行硅酸盐的反向阳离子浮选。

脉石在碱性介质中的反向阳离子浮选是用20％固体，在10＜pH＜10.3下，在用如下 浮选试剂调节之后进行：抑制剂(玉米淀粉)和阳离子捕集剂，其以这一顺序添加，在用 抑制剂调节2.5分钟并且用捕集剂调节1分钟之后。酰胺或福克斯黑德G2241以230mg/L 或900g/t的浓度充当锰矿物的抑制剂，而酰胺-胺(弗罗提加姆5530)以1360mg/L或5333 g/t的浓度充当高岭石的捕集剂。在用所描述的浮选试剂调节之后，进行粗选3.5分钟。 产生的泡沫(粗选尾矿)与水混合并且经受扫选阶段7-8分钟，而不添加试剂。通过扫选 产生的泡沫被视为尾矿，而下沉产物与粗选下沉物质混合并且一起被视为精矿。

精选方法的流程图图解说明于图3中。其由在碱性介质中反向阳离子浮选构成。其 金属平衡概括在表10中，其中应注意有可能获得含有39％Mn的精矿和50％的总金属 回收率。浮选尾矿构成Mn的主要损失(34％)，其可以因Mn矿物的释放缺乏变得合理。 在浆料中，仅17％损失。

表10由脱泥+在碱性介质中浮选构成的方法的金属平衡

图7显示在碱性介质中针对PEST的反向阳离子浮选的总体金属平衡。

实例4.在碱性介质中的针对“碎岩”(DETR)的浮选

为了经受通过浮选的精选方法，衍生自类型“碎岩”(DETR)的处理回路的尾矿根据 之前的程序还需要移出粗粒度部分和脱泥的程序。按照针对如PETB和PEST的类型采 用的相同精选途径，硅酸盐的反向阳离子浮选在碱性介质(10.0＜pH＜10.3)中进行。

为了由洗涤阿苏尔矿(类型DETR)精选尾矿，有必要使材料经受在10μm下脱泥， 随后浮选的操作。溢流构成浆料并且作为尾矿丢弃。底流馈给浮选。

按照针对精选来自阿苏尔矿的其它岩石采用的相同策略，脉石(硅酸盐)在碱性介质 中的反向阳离子浮选是用20％固体，在10＜pH＜10.3下，在用如下浮选试剂调节之后进 行：抑制剂(玉米淀粉)和阳离子捕集剂，其以这一顺序添加，在用抑制剂调节2.5分钟 并且用捕集剂调节1分钟之后。玉米淀粉(福克斯黑德G2241)以300mg/L(或1183g/t) 的浓度充当锰矿物的抑制剂，而酰胺-胺(弗罗提加姆5530)以1500mg/L(或5900g/t)的 浓度充当硅酸盐的捕集剂。在用所描述的浮选试剂调节之后，进行粗选5.0分钟。产生 的泡沫(粗选尾矿)与水混合并且经受扫选阶段5.5分钟，而不添加试剂。通过扫选产生 的泡沫被视为尾矿(尾矿-1)，而下沉产物与粗选下沉物质混合并且一起馈给由精浮选阶 段，随后扫选-2阶段构成的第2阶段(如图8中所示)。

粗选和扫选-1阶段中下沉的产物呈现约16％的固体浓度。所述矿浆用呈约120mg/L 或约619g/t浓度的抑制剂(福克斯黑德G2241)并且用呈约500mg/L或约2609g/t浓度的 捕集剂(弗罗提加姆5530)在10＜pH＜10.3下调节。进行精浮选3.5分钟，产生馈给扫选-2 阶段的泡沫。这进行2.8分钟，而不添加试剂。根据图8，在扫选-2阶段中浮选的产物 构成尾矿-2，而在精选和扫选-2阶段中下沉的产物经混合并且被视为最终精矿；处理 DETR类型的总体金属平衡呈现在表11中，其中可注意到：

→通过根据实例4进行浮选，有可能产生具有22.3％Mn和21.2％SiO₂的精矿；

→Mn从方法的总回收率是52.0％，并且在脱泥中损失14.9％并且在来自浮选法的尾 矿中33.1％。

表11由脱泥+在碱性介质中浮选构成的针对类型DETR的方法的金属平衡

实例5：在碱性介质中的针对“富泥质岩”(PERC)的浮选.

为了经受通过浮选的精选方法，衍生自类型“富泥质岩”(PERC)的处理回路的尾矿 根据之前的程序还需要移出粗粒度部分和脱泥的程序。按照针对如PETB和PEST的类 型采用的相同精选途径，硅酸盐的反向阳离子浮选在碱性介质(10.0＜pH＜10.3)中进行。

为了由洗涤阿苏尔矿(类型PERC)精选尾矿，有必要使材料经受在10μm下脱泥的 单一操作，随后浮选。溢流构成浆料并且作为尾矿丢弃。底流应该馈给浮选。

按照针对其它类型的阿苏尔矿(PETB和PEST)采用的相同精选途径，脉石在碱性介 质中的反向阳离子浮选是用20％固体，在10＜pH＜10.3下，在用如下浮选试剂调节之后 进行：抑制剂(多糖)和捕集剂(脂肪胺)，其以这一顺序添加，在用抑制剂调节2.5分钟并 且用捕集剂调节1分钟之后。

按照针对之前方法采用的相同推理，玉米淀粉(福克斯黑德G2241)以300mg/L(或 1183g/t)的浓度充当锰矿物的抑制剂，而酰胺-胺(弗罗提加姆5530)以1200mg/L(或4717 g/t)的浓度充当硅酸盐的捕集剂。在用所描述的浮选试剂调节之后，进行粗选3.4分钟。 产生的泡沫(粗选尾矿)与水混合并且经受扫选阶段3.2分钟，而不添加试剂。通过扫选 产生的泡沫被视为尾矿，而下沉产物与粗选下沉物质混合并且一起被视为精矿(图3)。

处理类型PERC的总金属平衡呈现在表12中，其中可注意到：

→通过根据实例5的实验条件进行浮选，有可能产生具有48.21％Mn和8.65％SiO₂的精矿；

→Mn从方法的总回收率是63.9％，并且在脱泥中损失14.0％并且在来自浮选的尾矿 中22.1％。

表12由脱泥+在碱性介质中浮选构成的针对类型PERC的方法的金属平衡

实例6：针对“金属二氧化物”(BXME)的浮选

为了经受通过浮选的精选方法，衍生自类型“金属二氧化物”(BXME)的处理回路 的尾矿根据之前的程序还需要移出粗粒度部分和脱泥的程序。按照针对如PETB和PEST 的类型采用的相同精选途径，硅酸盐的反向阳离子浮选在碱性介质(10.0＜pH＜10.3)中进 行。这些程序分批，根据图1的流程图中所说明进行。

脉石在碱性介质中的反向阳离子浮选用20％固体，在10＜pH＜10.3下，在用如下浮 选试剂调节之后进行：抑制剂(多糖)和捕集剂(脂肪胺)，其以这一顺序添加，在用抑制剂 调节2.5分钟并且用捕集剂调节1分钟之后。按照针对PETB和PEST采用的相同推理， 多糖(福克斯黑德G2241)以500mg/L(或1967g/t)的浓度充当锰矿物的抑制剂，而酰胺- 胺(弗罗提加姆5530)以1000mg/L(或3933g/t)的浓度充当硅酸盐的捕集剂。

在用所描述的浮选试剂调节之后，进行粗选6.0分钟。产生的泡沫(粗选尾矿)与水 混合并且经受扫选阶段4.8分钟，而不添加试剂。通过扫选产生的泡沫被视为尾矿，而 下沉产物与粗选下沉物质混合并且一起被视为精矿(如图3中所示)。

处理类型BXME的总体金属平衡呈现在表13中，其中可注意到：

→通过根据实例6的实验条件进行浮选，有可能产生具有47.99％Mn和5.03％SiO₂的精矿；

→来自方法的总可能回收率是46.7％，并且在脱泥时损失15.80％并且在来自浮选的 尾矿中37.5％。

表13由脱泥+在碱性介质中浮选构成的针对类型BXME的方法的金属平衡

一旦本发明的优选方面的六个实例呈现于上文，值得一提的是，本发明文件赋予的 保护范围包涵适合于实施本发明的所有其它替代形式，其仅由随附权利要求集合的内容 定义并且限制。