1 单一流程选矿
1.1 单一洗矿
洗矿是传统的选矿方法之一。某些富锰矿石经过洗矿后可直接用于冶炼。洗矿作业常与筛分相伴，常见方法有在振动筛上直接冲水清洗原矿，或洗矿后的矿砂（净矿）送振动筛筛分等。氧化锰矿选矿厂大都设有洗矿作业，并由一次洗矿发展为二次或三次洗矿。广西某锰矿选矿厂将设计的一次洗矿改造为二次洗矿，并对洗矿溢流中的锰加以回收，每年多回收粉矿约8000t，提高金属回收率约5%，经济效益明显。对原有洗矿流程加以改进也是洗矿研究的方向之一。
1.2 单一重选
锰矿重选常用设备有跳汰机（处理粗、中粒矿石）、摇床（处理细粒物料）等。重选投资少，费用低，当矿石中需回收的锰矿物比脉石矿物密度大时，优先选择重选工艺。但近些年来，随着富矿资源的枯竭，品位较低的贫锰矿和难选锰矿被大量使用，这类矿石嵌布复杂，目的矿物与脉石矿物嵌布紧密，为了使矿物单体解离，需要将锰矿石磨细，这又造成锰流失。师伟红等对不同磨矿粒度的锰矿石进行摇床选别试验，结果表明，随磨矿细度增加，精矿中锰品位提高，但回收率下降，细粒矿物更多损失于尾矿中。单一重选受矿石粒度、密度等因素影响较大。韦连军等对广西兴业某锰矿进行选矿试验，原矿锰品位为23.59%，磨至-0.5～+0.074mm、-0.074mm两个粒级后分别进行重选，得到的锰精矿品位都达30%左右，但综合回收率仅为44.61%。黎贵亮对大新锰矿低品位氧化锰粉矿进行选矿试验，选用跳汰—重选流程，采用300mm×300mm下动型隔膜跳汰机，在冲程15mm、冲次300次/min、床层厚40mm、矿层厚20mm条件下进行跳汰分选，虽得到锰精矿品位41.26%，但回收率仅为37.71%，尾矿中含锰25.50%，整体效果不理想。
为了改善重选效果，将矿山的贫、富矿分别处理，富矿生产精矿和一部分中矿，而贫矿生产中矿。师伟红等对西南某铁锰矿进行重选试验，锰品位为18.93%的贫矿磨至-0.074mm占70%，经过重选生产中矿；锰品位为24.09%的富矿磨至-0.074mm占31.70%，采用两次跳汰、一次摇床分选，得到锰品位为40.41%的精矿，回收率为70.92%，选别指标较好。
但是重选灵活性不强，以及重选设备性能不足的现状依旧没有得到太大改善，这也是导致目前重选流程被磁选取代的原因，如陕西勉略阳氧化锰矿选矿厂的跳汰流程已被磁选流程取代。由于锰矿石和铁矿石有一些相似之处，且我国对铁矿石的重选研究比较深入，对粗粒铁矿石应用新型大粒跳汰机、细粒铁矿石应用新型尖缩溜槽等方面的研究处于世界领先地位，锰矿石的重选可以借鉴和推广这些成功经验。
1.3 单一磁选
磁选是利用磁力选别物料属于传统的选矿工艺。虽然磁选基建投资费用高，但消耗低，操作简单，易于控制，适用性强，可用于各种锰矿石的选别，近年来已在锰矿选矿中占主导地位。广西大新锰矿选矿厂采用强磁选机对750分级机返砂产品进行磁选，得到锰品位42.30%的精矿，回收率为66.51%。某尾矿再选试验研究中，采用干湿联合磁选，将品位为12.05%的尾矿分成-0.833mm和+0.833mm两个粒级，-0.833mm粒级采用干式强磁选抛尾，磁场强度为1.2×103kA/m；+0.833mm粒级与-0.833mm粒级的干选磁精矿合并进行磨矿—湿式强磁选，磨矿细度为-0.074mm 占45%，磁场强度为1.2×103kA/m，最后得到品位为34.45%的精矿，回收率为82.35%。针对某些锰矿物嵌布粒度不均的特点，可以采用分级—磁选方式选别氧化锰矿。针对锰生产过程中产生的锰渣，陈坤等研究了采用磁选工艺分选锰，通过两次扫选得到锰品位22.46%的锰精矿，锰回收率为49.08%。陆薇宇等对广西某地氧化锰矿石进行选矿试验研究，将矿石分成-0.2mm细粒和+0.2mm 粗粒，粗粒矿石在磁场强度1114.08kA/m 条件下强磁选获得产率21.71%、锰品位44.47%、回收率60.45%的锰精矿；-0.2mm细粒矿物给入深加工流程生产电解二氧化锰。
在磁选设备方面，最近几年有一些研究成果，如永磁辊式强磁选机、CTB1245永磁磁选机、新型LYC-720湿式永磁立环高梯度强磁选机、PHGM-600型永磁高梯度磁选机、Slon 立环高梯度强磁选机、DPMS系列永磁强磁选机等。廖国平等采用分级—Slon型强磁粗选—Slon强磁扫选工艺处理木圭松软锰矿，矿石粒级主要集中在-10.0～+1.0mm之间，通过振动筛分分成+5.0mm和-5.0～+1.0mm 两个粒级，+5.0mm粒级返回继续破碎至-5.0～+1.0mm。选矿条件：给矿浓度18%，干矿处理量180kg/h。粗选作业背景强度1.0T，脉动冲程12mm，脉动冲次230次/min，转环转速2.5r/min；扫选作业背景强度1.1T，脉动冲程12mm，脉动冲次230次/min，转环转速200次/min。在此条件下进行48h连续作业试验，获得品位为30.38%的锰精矿，回收率为75.97%。
随着各种新型粗、中、细粒强磁选机陆续研制成功，国内大型选矿厂大都进行了更新。目前，国内外对磁流体分选、磁团聚重选、磁种分选、超导磁选等工艺及相关设备的开发研究非常重视，有望在锰矿石分选方面得到突破。
1.4 单一浮选
由于氧化锰矿表面易被水湿润，可浮性差，加之浮选成本高，操作不易控制，因此氧化锰矿石的浮选分选仍处于研究阶段，其研究重点是浮选药剂、浮选设备及浮选机制。在浮选机制研究方面，卢毅屏等通过对细粒软锰矿在磁场中的浮选状况和浊度测试，研究了磁场对浮选的影响规律，发现外磁场可以使弱磁性锰矿石表观粒度变大，进而强化细粒级软锰矿的浮选效果。卢毅屏等采用在磁场中浮选细粒软锰矿，研究了细粒软锰矿的磁－疏水聚团。显微镜观察和粒度测试表明：与单一疏水聚团颗粒相比，磁－疏水联合聚团表观粒度大，比表面积小；磁场对于细粒软锰矿的回收及其与脉石的分离有利，有外加磁场（磁场强度为0.7T）比无外加磁场条件下，MnO2品位由80.5%提高到89.4%，回收率由61.5%提高到84.6%。
2 联合选矿流程
2.1 重选、磁选联合
重选磁选联合在选矿中应用较广泛，选矿效果较好。黎贵亮针对大新低品位氧化锰粉矿采用先磁选后跳汰的联合选矿流程，磁选采用辊径为375mm 的CS-1型强磁选机，跳汰采用300mm×300mm下动型隔膜跳汰机，最后得到锰品位为38.60%和锰品位为31.95%的两种精矿，效果很好。
可以看出：单一磁选可以得到较高的金属回收率，但精矿品位较低；跳汰虽能得到合格的精矿品位，但回收率较低。从技术和经济等方面综合考虑，强磁选—跳汰联合流程更占优势。
2.2 磁选、浮选联合
磁、浮选联合流程可以有针对性地处理氧化锰矿石。戴惠新等针对云南某高铁锰比的铁锰共生矿石进行选矿研究，该矿石风化严重，呈黏土状，矿物嵌布粒度微细，常规的强磁选、重选、浮选几乎没有分选效果，而选择磁化还原焙烧—弱磁选—选铁尾矿反浮选工艺，在磁化焙烧温度900℃、焙烧时间60min、碳粉用量15%、焙砂水冷，弱磁选粒度-0.045mm 占70%、弱磁选磁场强度80kA/m、弱磁选扫选磁场强度160kA/m，反浮选TS-1用量200g/t、GL用量150 g/t、松油用量40 g/t（均对给矿）条件下，得到品位为34.55%、回收率为78.47%的锰精矿，分选效果较为理想。
磁、浮选联合流程对于微细粒贫锰矿具有良好的选别效果。克新等研究了福建连城微细粒贫锰矿的分选。该贫锰矿石为溢流锰矿，粒度-0.074mm占91.04%，锰品位6.85%，采用湿式磁选不能有效回收，而采用磁选—浮选流程，在磁场强度1035 kA/m条件下得到磁选精矿，磁选精矿磨至-0.074mm 占75%、在pH为4.5、矿浆浓度20%、捕收剂用量1000 g/t条件下进行浮选，获得品位为40.15%锰精矿，回收率为43.15%。
