[发明专利]一种从浮选尾矿中回收低品位锰矿的选矿方法在审
申请号: | 202210836302.7 | 申请日: | 2022-07-15 |
公开(公告)号: | CN115090534A | 公开(公告)日: | 2022-09-23 |
发明(设计)人: | 袁启东;王炬;李亮;陈洲;刘军;张永;林小凤 | 申请(专利权)人: | 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司;华唯金属矿产资源高效循环利用国家工程研究中心有限公司 |
主分类号: | B07B15/00 | 分类号: | B07B15/00;B07B1/18;B03C1/025;B03C1/10 |
代理公司: | 马鞍山市金桥专利代理有限公司 34111 | 代理人: | 奚志鹏 |
地址: | 243000 安徽省*** | 国省代码: | 安徽;34 |
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摘要: | |||
搜索关键词: | 一种 浮选 尾矿 回收 品位 锰矿 选矿 方法 | ||
本发明公开了一种从浮选尾矿中回收低品位锰矿的选矿方法,将含低品位锰矿的浮选尾矿送入到圆筒筛隔粗,获得筛下产品;将隔粗后的筛下产品给入到脉动高梯度强磁选机进行强磁粗选,得到强磁粗选锰精矿产品;将得到的强磁粗选锰精矿产品给入到脉动高梯度强磁选机进行强磁精选,得到强磁精选锰精矿产品,并产出强磁精选尾矿3,强磁精选尾矿3和浮选尾矿一起再送入到圆筒筛;将强磁精选锰精矿产品给入到弱磁选机进行去除杂质铁,最终得到合格的锰精矿。本发明具有本发明具有工艺流程简单、环保无污染、操作管理方便等优点。本发明能够从浮选尾矿中获得高价值的合格锰精矿,减少了尾矿排放量,提高了资源利用率。
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,尤其涉及一种从浮选尾矿中回收低品位锰矿的选矿方法,特别适合于浮选尾矿中含有锰品位为6%~14%且主要为碳酸锰矿物的锰的回收。
背景技术
锰矿主要应用于钢铁工业,用作炼铁和炼钢过程中的脱氧剂和脱硫剂,以及用来制造合金,对钢铁生产有着重要的意义。
我国锰矿绝大多数属于贫矿、伴生矿,必须进行选矿处理。锰矿石常用的选矿方法主要有色选、洗矿、筛分、重选、强磁选、浮选、火法富集、化学选矿等几种方法。目前,对锰矿石的选矿报道比较多,采用的选矿方法多为单一强磁选或浮选法,或多或少存在着一定的问题,要么回收率较低,要么对环境造成一定的污染。并且针对浮选尾矿中含有的低品位锰矿石的回收鲜有报道,这部分低品位锰矿石无法被有效利用,造成了资源的严重浪费。
申请号为CN201510413971.3的中国专利申请中公开了一种高硅伴生少量褐铁矿和硬锰矿的低贫锰矿的选矿方法,针对锰含量低于6.5%的低硫、低磷、低砷、低铁、高硅的锰矿,矿石中锰含量低于11%,锰矿物主要为结晶程度较差的硬锰矿、少量软锰矿,其它金属氧化物主要为褐铁矿,脉石矿物主要为石英和含锰高岭土,硬锰矿的嵌布粒度较微细,主要粒度范围在0.005~0.16mm之间,软锰矿的嵌布粒度对分选相对有利,进入高梯度磁选机,采用一粗一扫选别,可产出锰精矿产品,抛出尾矿,获得锰精矿品位大于23.22%,回收率大于51.65%的选别指标。但该选矿工艺是对低硫、低磷、低砷、低铁、高硅的锰矿石进行选别处理。
申请号为CN201810319982.9的中国专利申请中公开了一种炭质有机质沉积型低品位锰矿浮选工艺,采用反、正浮选工艺,首先利用阴离子型脂肪酸类捕收剂和起泡剂邻苯二甲酸二乙酯进行浮选脱碳、脱磷,减少炭质有机质在矿浆中的含量,有效降低捕收剂的含量,并减少后续正浮选工艺中的泡沫量,提高浮选的选择性,避免泡沫的机械夹杂和输送困难,使浮选过程易于控制和稳定,同时选矿成本大幅度减少。但该方法采用反、正浮选工艺,工艺流程长,不易控制,浮选药剂常给周围环境带来污染问题。
《矿产综合利用》2017年第4期发表的“高碳酸盐型锰矿选矿试验”,针对某高碳酸盐型锰矿进行矿石性质研究的基础上,开展了选矿试验研究。结果表明,在原矿锰品位14.89%、铁品位2.65%的条件下,经“高梯度强磁—反浮选”联合流程选别后,可获得锰精矿的产率21.75%,品位Mn 31.78%,回收率45.84%。但该选矿方法在原矿锰品位较高的情况下,获得的锰回收率仍较低为45.84%。
《有色金属(选矿部分)》2022年第3期发表的“贵州某低品位碳酸锰矿选矿提锰研究”,针对某高磷高硅低铁贫锰矿进行了矿物学研究和选矿提锰试验。结果表明,块状、条带状和显微结核状为该碳酸锰矿的主要结构和构造;主要有用矿物为菱锰矿和锰方解石,主要脉石矿物为石英和绿泥石。细粒菱锰矿多与锰方解石、石英和黏土矿物等胶结共生。Mn含量为10.70%,Mn/Fe和P/Mn比值分别为5.38和0.013,该锰矿为高磷高硅低铁贫锰矿。锰矿石各粒级中Mn均匀分布,矿石泥化现象较严重。常规浮选较难分离出含锰矿物;在磨矿细度为-0.075mm占67.44%、矿浆浓度10%、磁场强度为640kA/m时,经一次强磁选可获得Mn含量为16.73%、Mn回收率为64.17%的磁选精矿;在磁选基础上增加焙烧后,精矿品位Mn含量可提高至18.72%,但Mn回收率降至49.84%。该选矿方法采用焙烧方法获得的锰精矿品位和回收率均不高,工业实施较困难。
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