CN108246471A - 一种锰矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种锰矿的选矿方法,属于选矿技术领域。所述锰矿的选矿方法首先采用棒磨机对碳酸锰原矿进行初级研磨,研磨粒度较为均匀,再通过旋流器对粗细颗粒矿浆进行分离,粗颗粒矿浆采用球磨机进行球磨,细颗粒矿浆再经隔渣筛脱泥,避免了进行磁选时由于泥渣的存在而使分选效率降低,再通过弱磁选系统和强磁选系统进一步脱泥,最终得到细颗粒锰精矿。采用本发明的锰矿的选矿方法可获得较高的锰精矿产率、锰品位以及锰回收率,提高了选矿效率,同时,最终得到的尾矿经处理后可用于铺路或制砖,适于推广应用。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,具体涉及一种锰矿的选矿方法。
背景技术
碳酸锰矿石一般含泥较重,因此粗碎之后需设置洗矿作业,但由于锰矿质软易碎的特点,在磨矿过程中仍然容易过泥化,产生次生矿泥。矿泥主要由围岩、脉石组成,锰含量较低,不易回收,却严重地影响浮选作业的指标。因此,在破碎筛分和磨矿过程中,既要求将砂泥尽量脱除,又要求将其充分回收,最大限度地降低金属损失。要达到上述目的,就必须提高分级效率,同时应使用能有效回收细泥矿物的分选设备。
发明内容
本发明的发明目的在于:针对上述存在的问题,提供一种锰矿的选矿方法,采用棒磨机对碳酸锰原矿进行初级研磨,研磨粒度较为均匀,再通过旋流器对粗细颗粒矿浆进行分离,粗颗粒矿浆采用球磨机进行球磨,细颗粒矿浆再经隔渣筛脱泥,通过弱磁选系统和强磁选系统进一步脱泥,最终得到细颗粒的精锰矿。
为了实现上述目的,本发明采用的技术方案如下:
(1)将碳酸锰原矿经浓缩机进行浓缩后送入棒磨机中进行棒磨,棒磨后得到的碳酸锰矿浆经分级机进行筛分,得到粗颗粒矿浆和细颗粒矿浆,其中,细颗粒矿浆占碳酸锰矿浆的重量百分数为70%-75%;
(2)将得到的粗颗粒矿浆重新送入棒磨机中进行棒磨,将得到的细颗粒矿浆直接送入到旋流器中进行旋流分离,经过旋流器分离后得到一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆,其中,一级细颗粒矿浆占一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆总重量的97%以上,将得到的一级粗颗粒矿浆送入球磨机中进行球磨,球磨后再送入旋流器中进行旋流分离,循环此步骤;
(3)将上述步骤(2)中得到的一级细颗粒矿浆直接送入隔渣筛中进行筛分,筛分后,得到分离的泥渣和二级细颗粒矿浆;
(4)将上述步骤(3)得到的二级细颗粒矿浆送入到弱磁选系统中进行磁选,得到二次泥渣和三级细颗粒矿浆,将二次泥渣和上述步骤(3)中得到的泥渣一同送入回收系统;
(5)将上述步骤(4)得到的三级细颗粒矿浆送入强磁选系统中进行磁选,得到尾矿和四级细颗粒矿浆,将得到的四级细颗粒矿浆送入到浓缩机中进行沉降浓缩,分离即得到精锰矿和泥水。
进一步地,所述碳酸锰原矿包括碳酸锰矿石和矿泥,所述碳酸锰矿石占碳酸锰原矿的重量百分数为80%-85%。
进一步地,所述细颗粒矿浆的粒径为-20μm。
进一步地,所述一级细颗粒矿浆的粒径为-10μm,所述一级粗颗粒矿浆的粒径介于-10μm与60μm之间。
进一步地,所述棒磨机的磨棒直径为85-100mm,所述棒磨机的筒体转速为25-30r/min,棒磨时间为10-15min。
进一步地,所述球磨机的磨球直径为80-120mm,所述球磨机的筒体转速为15-25r/min,球磨时间为15-20min。
进一步地,在每次进行棒磨或球磨之前将所述粗颗粒矿浆或一级粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩。
综上所述,由于采用了上述技术方案,本发明的有益效果是:
本发明工艺流程简单,操作管理方便,首先采用棒磨机对碳酸锰原矿进行初级研磨,降低了碳酸锰原矿的粒径,且研磨的粒度较为均匀,再通过旋流器对粗细颗粒矿浆和细颗粒矿浆进行分离,粗颗粒矿浆采用球磨机进行球磨,细颗粒矿浆再经隔渣筛脱泥,避免了进行磁选时由于泥渣的存在而使分选效率降低,再通过弱磁选系统和强磁选系统进一步脱泥,最终得到细颗粒的精锰矿。采用本发明的锰矿的选矿方法可获得较高的锰精矿产率、锰品位以及锰回收率,提高了选矿效率,适于推广应用。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明。
实施例1
一种锰矿的选矿方法,包括如下步骤(如图1):
(1)将包括碳酸锰矿石和矿泥的碳酸锰原矿经浓缩机进行浓缩后送入棒磨机中进行棒磨,其中,所述碳酸锰矿石占碳酸锰原矿的重量百分数为80%,棒磨机的磨棒直径为85mm,所述棒磨机的筒体转速为25r/min,棒磨时间为10min;棒磨后得到的碳酸锰矿浆经分级机进行筛分,得到粗颗粒矿浆和细颗粒矿浆,细颗粒矿浆的粒径为-20μm,粗颗粒矿浆的粒径包括介于20μm与80μm之间以及+80μm两种,其中,细颗粒矿浆占碳酸锰矿浆的重量百分数为70%;
(2)将得到的粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再重新送入棒磨机中进行棒磨,得到的细颗粒矿浆直接送入到旋流器中进行旋流分离,经过旋流器分离得到一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆,一级细颗粒矿浆的粒径为-10μm,一级粗颗粒矿浆的粒径介于-10μm与60μm之间,其中,一级细颗粒矿浆占一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆总重量的百分数为97%,将得到的一级细颗粒矿浆直接送入隔渣筛中进行筛分,将得到的一级粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再送入球磨机中进行球磨,球磨机的磨球直径为80mm,所述球磨机的筒体转速为15r/min,球磨时间为15min;球磨后再送入旋流器中进行旋流分离,循环此步骤;
(3)将上述步骤(2)中得到的一级细颗粒矿浆经隔渣筛筛分后,一级细颗粒矿浆中的泥渣被筛分出去,得到二级细颗粒矿浆;
(4)将上述步骤(3)得到的二级细颗粒矿浆送入到弱磁选系统中进行磁选,得到二次泥渣和三级细颗粒矿浆,将二次泥渣和上述步骤(3)中得到的泥渣一同送入回收系统;
(5)将上述步骤(4)得到的三级细颗粒矿浆送入强磁选系统中进行磁选,得到尾矿和四级细颗粒矿浆,将得到的四级细颗粒矿浆送入到浓缩机中进行沉降浓缩,分离即得到细颗粒精矿和泥水。
实施例2
一种锰矿的选矿方法,包括如下步骤(如图1):
(1)将包括碳酸锰矿石和矿泥的碳酸锰原矿经浓缩机进行浓缩后送入棒磨机中进行棒磨,其中,所述碳酸锰矿石占碳酸锰原矿的重量百分数为82%,棒磨机的磨棒直径为90mm,所述棒磨机的筒体转速为28r/min,棒磨时间为12min;棒磨后得到的碳酸锰矿浆经分级机进行筛分,得到粗颗粒矿浆和细颗粒矿浆,细颗粒矿浆的粒径为-20μm,粗颗粒矿浆的粒径包括介于20μm与80μm之间以及+80μm两种,其中,细颗粒矿浆占碳酸锰矿浆的重量百分数为72%;
(2)将得到的粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再重新送入棒磨机中进行棒磨,得到的细颗粒矿浆直接送入到旋流器中进行旋流分离,经过旋流器分离得到一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆,一级细颗粒矿浆的粒径为-10μm,一级粗颗粒矿浆的粒径介于-10μm与60μm之间,其中,一级细颗粒矿浆占一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆总重量的百分数为99%,将得到的一级细颗粒矿浆直接送入隔渣筛中进行筛分,将得到的一级粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再送入球磨机中进行球磨,球磨机的磨球直径为100mm,所述球磨机的筒体转速为20r/min,球磨时间为18min;球磨后再送入旋流器中进行旋流分离,循环此步骤;
(3)将上述步骤(2)中得到的一级细颗粒矿浆经隔渣筛筛分后,一级细颗粒矿浆中的泥渣被筛分出去,得到二级细颗粒矿浆;
(4)将上述步骤(3)得到的二级细颗粒矿浆送入到弱磁选系统中进行磁选,得到二次泥渣和三级细颗粒矿浆,将二次泥渣和上述步骤(3)中得到的泥渣一同送入回收系统;
(5)将上述步骤(4)得到的三级细颗粒矿浆送入强磁选系统中进行磁选,得到尾矿和四级细颗粒矿浆,将得到的四级细颗粒矿浆送入到浓缩机中进行沉降浓缩,分离即得到细颗粒精矿和泥水。
实施例3
一种锰矿的选矿方法,包括如下步骤(如图1):
(1)将包括碳酸锰矿石和矿泥的碳酸锰原矿经浓缩机进行浓缩后送入棒磨机中进行棒磨,其中,所述碳酸锰矿石占碳酸锰原矿的重量百分数为85%,棒磨机的磨棒直径为100mm,所述棒磨机的筒体转速为30r/min,棒磨时间为15min;棒磨后得到的碳酸锰矿浆经分级机进行筛分,得到粗颗粒矿浆和细颗粒矿浆,细颗粒矿浆的粒径为-20μm,粗颗粒矿浆的粒径包括介于20μm与80μm之间以及+80μm两种,其中,细颗粒矿浆占碳酸锰矿浆的重量百分数为75%;
(2)将得到的粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再重新送入棒磨机中进行棒磨,得到的细颗粒矿浆直接送入到旋流器中进行旋流分离,经过旋流器分离得到一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆,一级细颗粒矿浆的粒径为-10μm,一级粗颗粒矿浆的粒径介于-10μm与60μm之间,其中,一级细颗粒矿浆占一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆总重量的百分数为98%,将得到的一级细颗粒矿浆直接送入隔渣筛中进行筛分,将得到的一级粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩后,再送入球磨机中进行球磨,球磨机的磨球直径为120mm,所述球磨机的筒体转速为25r/min,球磨时间为20min;球磨后再送入旋流器中进行旋流分离,循环此步骤;
(3)将上述步骤(2)中得到的一级细颗粒矿浆经隔渣筛筛分后,一级细颗粒矿浆中的泥渣被筛分出去,得到二级细颗粒矿浆;
(4)将上述步骤(3)得到的二级细颗粒矿浆送入到弱磁选系统中进行磁选,得到二次泥渣和三级细颗粒矿浆,将二次泥渣和上述步骤(3)中得到的泥渣一同送入回收系统;
(5)将上述步骤(4)得到的三级细颗粒矿浆送入强磁选系统中进行磁选,得到尾矿和四级细颗粒矿浆,将得到的四级细颗粒矿浆送入到浓缩机中进行沉降浓缩,分离即得到细颗粒精矿和泥水。
对比例1
与实施例1相比,对比例1采用传统选矿方法,区别在于对比例1中缺乏步骤(3)和步骤(4),二级细颗粒矿浆直接送入浓缩机中进行沉降浓缩,即得到细颗粒精矿和泥水。
对比例2
与实施例1相比,区别在于对比例2中缺乏步骤(2)-(5),步骤(1)中的旋流器为一级旋流器,经一级旋流器分离得到的细颗粒矿浆直接送入二级旋流器进行旋流分离,得到的细颗粒矿浆直接送入浓缩机中进行沉降浓缩,即得到细颗粒精矿和泥水。得到的粗颗粒矿浆通过球磨机球磨再次送往一级旋流器,再循环上述步骤。
申请人采用各实施例和各对比例的选矿方法对选矿效果进行了试验。
在相同的给矿条件下,分别采用实施例1-3和对比例1-2中的选矿方法分选同一矿床的碳酸锰矿石,得到结果如下表所示:
组别 | 锰精矿产率/% | 锰品位/% | 锰回收率/% |
实施例1 | 85.23 | 30.28 | 96.58 |
实施例2 | 89.26 | 32.75 | 98.54 |
实施例3 | 84.49 | 29.56 | 95.35 |
对比例1 | 70.25 | 18.69 | 80.66 |
对比例2 | 75.36 | 22.54 | 82.16 |
由以上结果可知,本发明的锰矿的选矿方法对于提升锰精矿产率、锰品位以及锰回收率均具有显著的效果。实施例1-3中的锰精矿产率分别为85.23%、89.26%和84.49%,锰品位分别为30.28%、32.75%和29.56%,锰回收率分别为96.58%、98.54%和95.35,;而对比例1中由于采用传统选矿方法,缺乏步骤(3)和步骤(4),导致锰精矿产率、锰品位以及锰回收率分别为70.25%、18.69%以及80.66%;对比例2中由于缺乏步骤(2)-(5),步骤(1)中的旋流器为一级旋流器,经一级旋流器分离得到的细颗粒矿浆直接送入二级旋流器进行旋流分离,导致锰精矿产率、锰品位以及锰回收率分别为75.36%、22.54%、82.16%;本发明选矿方法获得的锰精矿产率、锰品位以及锰回收率均高于对比例1和对比例2,可见,采用本发明的锰矿的选矿方法可获得更高的锰精矿产率、锰品位以及锰回收率,提高了选矿效率,适于推广应用。
Claims (7)
1.一种锰矿的选矿方法,其特征在于:包括如下步骤:
(1)将碳酸锰原矿经浓缩机进行浓缩后送入棒磨机中进行棒磨,棒磨后得到的碳酸锰矿浆经分级机进行筛分,得到粗颗粒矿浆和细颗粒矿浆,其中,细颗粒矿浆占碳酸锰矿浆的重量百分数为70%-75%;
(2)将得到的粗颗粒矿浆重新送入棒磨机中进行棒磨,将得到的细颗粒矿浆直接送入到旋流器中进行旋流分离,经过旋流器分离后得到一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆,其中,一级细颗粒矿浆占一级粗颗粒矿浆和一级细颗粒矿浆总重量的97%以上,将得到的一级粗颗粒矿浆送入球磨机中进行球磨,球磨后再送入旋流器中进行旋流分离,循环此步骤;
(3)将上述步骤(2)中得到的一级细颗粒矿浆直接送入隔渣筛中进行筛分,筛分后,得到分离的泥渣和二级细颗粒矿浆;
(4)将上述步骤(3)得到的二级细颗粒矿浆送入到弱磁选系统中进行磁选,得到二次泥渣和三级细颗粒矿浆,将二次泥渣和上述步骤(3)中得到的泥渣一同送入回收系统;
(5)将上述步骤(4)得到的三级细颗粒矿浆送入强磁选系统中进行磁选,得到尾矿和四级细颗粒矿浆,将得到的四级细颗粒矿浆送入到浓缩机中进行沉降浓缩,分离即得到精锰矿和泥水。
2.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:所述碳酸锰原矿包括碳酸锰矿石和矿泥,所述碳酸锰矿石占碳酸锰原矿的重量百分数为80%-85%。
3.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:所述细颗粒矿浆的粒径为-20μm。
4.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:所述一级细颗粒矿浆的粒径为-10μm,所述一级粗颗粒矿浆的粒径介于-10μm与60μm之间。
5.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:所述棒磨机的磨棒直径为85-100mm,所述棒磨机的筒体转速为25-30r/min,棒磨时间为10-15min。
6.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:所述球磨机的磨球直径为80-120mm,所述球磨机的筒体转速为15-25r/min,球磨时间为15-20min。
7.根据权利要求1所述的锰矿的选矿方法,其特征在于:还包括在每次进行棒磨或球磨之前将所述粗颗粒矿浆或一级粗颗粒矿浆送入浓缩机中进行矿浆浓缩。
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Legal Events
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RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
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