日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例

日处理日处理 30003000 吨锰矿选矿厂设计实例吨锰矿选矿厂设计实例 摘要 一 选矿厂概况 二 矿石性质 三 采矿 四 选矿 五 尾矿综合利用及环境 保护 六 选矿厂工艺特点 一 选矿厂概况一 选矿厂概况 广西龙头锰矿位于广西宜州市境内 隶属河池市国有资产监督管理委员会管辖 矿区 距黔桂线德胜火车站 50km 距金城江 45km 距宜州 90km 交通方便 一 发展简史 广西龙头锰矿始建于 1965 年 建矿初期氧化锰矿石资源丰富 以开采氧化锰矿为主 主要分布于碳酸锰露头及边缘部分 面积广 分布零散 经过几年的大量开采 氧化锰逐 渐枯竭 根据矿区整体的布置规划 1972 年开始井下生产碳酸锰 生产初期 碳酸锰主要 是经过焙烧后外销 但品位偏低 加上开采贫化 焙烧入窑品位为 14 15 焙烧后品位 为 19 23 用作中炭锰铁冶炼 由于成品品位低 外销运费高等原因 生产不正常 1978 年起矿山开始进行选矿试验 以提高焙烧矿石入窑品位 经过一年多的研究和试验 1980 年自制了 SHC 1800 型湿式强磁选机 1981 年矿山建成了选矿厂 采用了重介质旋流 器强磁选联合流程 生产能力为 7 5 万 t a 由于种种原因 生产不正常 各项技术指标 均未达到设计要求 1986 年矿山改用单一湿式强磁选流程 1989 年因碳酸锰矿石品位低 市场饱和等方面的原因 生产 9 年之后的矿山磁选厂停产 2002 年矿山恢复碳酸锰的开采 2006 年对选厂进行技术改造 采用湖南长沙矿冶研究院生产的永磁磁选机取代电磁磁选机 改造后年处理能力为 6 万 t a 2007 年正式生产 目前生产正常 磁选效果佳 二 水源状况 矿区生产 生活用水由在矿区的西南端距矿区 5km 的八况地下水供给 经两极抽水后 送至标高 200m 的山上储水池 再供生产生活使用 丰水期允许取水量 6000m3 d 枯水期 允许取水量 3000m3 d 目前矿区每日耗水量为 2271m3 另在矿区的南端矿区 3km 处有可供 工业用水的备用水源 但矿区已多年不用 选矿厂每日处理矿量为 300t 耗水量 350t d 矿区选厂用水充足 三 供电系统 矿区建矿时 就已形成完整的供电系统 矿部设有 35kV 总降压站一座 由拉浪电厂供 电 总降压站设有 50kV 1000kV 2000kV 4000kV 变压器各一台 总容量为 7050kV 目 前 全矿装机容量为 9040kV 使用容量为 7500kW 二 矿石性质二 矿石性质 一 矿床类型及成因 矿区地层大部分为石炭系 其次为下二叠统及局部泥盆统 矿层产于下石炭统顶部 定为龙头锰组 其上与中石炭大埔组白云质灰岩假整合接触 矿区构造系一小短轴背斜 轴向 NW SE 矿层大部分分布于南西翼 矿区构造不甚复杂 仅有少数断层 并对矿层影 响不大 矿床为古陆边缘浅海还原环境沉积 整个层系生成于海退 沉积矿层时为局部海进并 与大量方解石伴生 围岩均为灰岩 无原生氧化物矿带 二 矿石特性 本区锰矿分为原生碳酸锰 次生氧化锰两大类 次生氧化锰矿主要赋存于地表以下 10 20mm 原生碳酸锰矿为冶金碳酸锰矿石及含锰灰岩 有用元素 Mn 的存在形态主要 是含在碳酸盐矿物之中 主要含锰矿物为锰主解石和含锰方解石 锰矿很少 脉石矿物主 要有方解石 石英 玉髓等 矿物的组织结构简单 碳酸盐类含锰矿物呈显微粒状结构 最大颗粒不超过 0 005mm 矿石为层状碳酸锰矿 共四层 矿层共厚 3m 连夹石共 8m 其 中第四层矿又分为 4 个小层 大部分为含锰方解石 含锰品位 14 20 夹层品位有半数 达到 3 矿层与夹石含 SiO2均低 含 P 亦不高 CaO MgO SiO2 Al2O3之比值均小于 0 95 为较有工业价值的矿石 且以原生矿为主 氧化矿很少 矿石致密与围岩有明显界 线 大部分出露在地下水面以上 用坑道开采较为容易 矿体顶板为厚层含锰灰岩 底板为薄层灰岩与薄层软质灰岩互层 属多层薄矿体 分 采比较困难 矿层之间夹层为含锰灰岩 矿石密度在 2 89 3 17g cm3之间 夹层密度为 2 71 2 74g cm3 顶 底板密度为 2 73 2 74g cm3 各层锰矿光谱定性 半定量分析 多元素化学分析结果见表 1 表 8 表 1 第一层碳酸盐矿多元素化学分析 元 素 Al2O3SiO2TFeTiO2TMnCaONiB 含 量 0 0512 361 410 0617 1221 930 010 004 元 素 CoSP2O5Na2OK2OMnOCO2H2O 含 量 0 011 130 300 060 064 712 550 42 表 2 光谱半下量分析 元 素 AlSnBaBeVFC 含 量5 10 0 0050 0050 05 0 003 0 0051 3 元 素 MnCaCoSiMgCu 含 量 1 1 0 0 0551 0 0 005 0 002 元 素 MoNiCrBTiSr 含 量 0 003 0 01 0 03 0 0050 0050 030 01 表 3 锰物相分析 元 素 TMn H2O H2O 含 量 16 870 06 表 4 第二 三层碳酸锰矿多元素分析 元 素 SiO2TFeTiO2Al2O3CaOMgO 含 量 13 430 60 000 9731 584 17 元 素 MnOBaOK2ONa2OP2O5S 含 量 12 690 080 110 020 060 34 元 素 CO2 H2O H2O CoAs 含 量 37 330 050 290010 001 表 5 光谱半定量 元 素 AlSiBMnMgNi 含 量 110 0 001 0 003 1 5 0 005 0 01 元 素 TiMoCaCoFeCo 含 量0 01 0 03 0 001 10 0 003 0 1 0 50 01 0 03 表 6 第四层碳酸锰矿多元素分析 元 素 Al2O3SiO2CaOMgOTFeTiO2 H2O 含 量 0 557 9629 894 240 450 060 12 元 素 TMnK2ONa2OP2O5SCO2 H2O 含 量 14 580 090 050 110 3334 140 39 表 7 光谱半定量 元 素 AlSiMgMnFeCa 含 量 0 1 1 3 1 1 00 1 0 3 10 元 素 CoTiBaCuNi 含 量 0 0030 030 050 0010 001 表 8 物相分析 元 素 MnO2TMnH2O 含 量 1 4514 550 21 三 采矿三 采矿 一 采矿方法概述 由于矿体的赋存条件简单 采用的采矿方法也较简单 矿体分水平矿体和陡矿体两部 分 分四个坑口进行开采 一号坑口为缓倾斜矿体 包括银山背 李家背和观音山上部等 三个采区 标高在 480 660m 矿体倾角 5 18 根据地形条件 全部使用平巷 溜井 开拓 采用全面法采矿 各个区段均在底板掘进主运输平巷 并用上山划分盘区 盘区长 度 60m 高度 40m 开采顺序为 盘区之间自上而下开采 矿层之间由顶至底开采 采区之 间以主运输平巷为中心由远而近开采 二 三 四坑口属急倾斜矿体 矿体赋存标高 0 480m 侵蚀其准面标高 235m 矿体倾角 40 80 235m 标高以上采用硐开拓运输通 风系统 235m 标高以下采用斜井 平巷开拓运输通风系统 中段高度为 40m 采用浅孔留 矿采矿法 矿床开采顺序是采用自上而下的分段开采方法 先采上盘 后采下盘矿体 在 同一中段 采用后退式回采 即先采端部矿块 向平硐或主提升斜井方向后退式回采 二 主要采矿设备见表 9 表 9 主要采矿设备 序号 设备 名称 型号 数量 台 安装 地点 序号 设备 名称 型 号 数量 台 安装 地点 1 空压机 OPT 307 190kW 2 二工区 11 柴油牵引机车CJ 15 2 一工区 2 空压机 VF 6 7 37kW 1 二工区 12 卷扬机 ZG 1 5 4kW 1 一工区 3 空压机4V 9 7 1 二工区 13 装岩机ZCZ 17A 21kW 1 一工区 55kW 4 空压机 VF 9 7 55kW 1 一工区 14 卧式多级 离心水泵 D46 50 4 40kW 1 一工区 5 空压机 2V 6 7 37kW 1 一工区 15 多级离心水泵 D80 30 9 55kW 1 一工区 6 空压机 W 3 6 18 5kW 2 一工区 16 多级离心水泵 D12 25 11 22kW 1 一工区 7 电耙绞车 2DPJ 28 30kW 1 二工区 17 局扇风机 5 5kW2 一工区 8 电耙绞车 2DPJ 15 15kW 2 二工区 18 局扇风机 5 5kW2 一工区 9 电耙绞车 Ly 15 14kW 1 二工区 19 气腿式凿岩机 YT246 一工区 10 电机车Zk1 5 6 100 1 二工区 20 气腿式凿岩机 YT246 二工区 四 选矿四 选矿 一 选矿试验 龙头碳酸锰矿床属多薄层矿体 矿山在开采氧化锰时不用选矿 在开采碳酸锰时 分 采较为困难 由于合采和贫化的原因 矿石必须进行选矿 该种碳酸盐矿物属弱磁性 而 脉石矿物主要含锰炭岩属无磁性 故可采用强磁选方法 剔除部分脉石 围岩 使矿石 含锰达到或略高于地质品位 采用矿山自制的 SHC 1800 型湿式强磁选机进行选矿试验 入选矿石粒度分别为 10 0mm 和 6 0mm 矿山进行了多次选矿试验 试验结果如下 10 0mm 矿样不同磁场强 度试验结果见表 10 不同磁选流程试验结果见表 11 表 10 龙头碳酸锰 10 0mm 矿样不同磁场强度试验结果 品位 回收率 场强 kA m 产 品 产率 MnCaOMnCaO 含 Mn 提高 精 矿 11 8722 5515 4216 628 07 尾 矿 88 1315 2223 9083 3891 93740 45 原 矿 100 0016 0922 85100 00100 00 6 46 精 矿 52 2521 3517 9569 5442 00 尾 矿 47 7510 2327 2030 4658 00796 18 原 矿 100 0016 0422 29100 00100 00 5 31 精 矿 62 6320 5817 9580 3650 50 尾 矿 37 378 4329 6019 6449 50915 61 原 矿 100 0016 0422 29100 00100 00 4 54 精 矿 66 8319 9818 0983 2554 20 尾 矿 33 178 1030 3016 7545 801011 15 原 矿 100 0016 0422 29100 00100 00 3 94 表 11 龙头碳酸锰 10 0mm 同种矿样不同流程试验结果 品位 回收率 场强 kA m 产 品 产率 MnCaOMnCaO 含锰提高幅度 精 矿 53 3721 5016 5472 0139 30 尾 矿 46 279 7029 6627 9960 70 一次选别 859 87 原 矿 100 0016 0422 61100 00100 00 5 46 精 矿 69 7120 5317 6389 2454 36 尾 矿 30 295 7034 0710 7645 64 859 870 1011 15 一粗一扫 原 矿 100 0016 0422 61100 00100 00 4 49 精 矿 67 5320 74 87 21 尾 矿 32 476 30 12 79 859 870 963 38 一粗一扫 原 矿 100 0016 04 100 00100 00 4 67 五个不同矿样 6 0mm 磁选流程试验结果见表 12 表 12 五个不同矿样流程试验 一粗一扫 结果 粒度 6 0mm 精 矿 矿 样 原矿 Mn 品位 含锰 产率 回收率 尾矿 Mn 品位 提高幅度 百分点 一号样 15 9521 3065 2587 055 945 35 二号样 12 6017 7056 0078 756 105 10 三号样 14 1018 0066 8085 406 103 90 混合 1 15 4020 8664 3087 105 605 46 混合 2 15 0020 8162 4586 605 305 81 20 0mm 粒级强磁选试验结果见表 13 表 13 入选粒度 20 0mm 强磁选试验结果 试验指标试验条件 入选粒度产品名称 产率 锰品位 锰回收率 试验设备磁场强度 kA m 精矿 70 2020 0886 40 尾矿 29 807 4513 60 20 5mm 原矿 100 0016 30100 00 380mm 400mm 单辊磁选机 干式强磁选 915 61 精矿 59 6921 8780 01 尾矿 40 318 0919 99 5 0mm 原矿 100 0016 31100 00 27mm 80mm 湿式感尖辊强选机 769 18 精矿 50 2021 3366 69 尾矿 49 8010 7433 31 2 0mm 原矿 100 0016 06100 00 27mm 80mm 湿式感应强选机 769 18 精矿 69 7918 2479 02 尾矿 30 2111 1920 98 0 074mm55 原矿 100 0016 11100 00 600mm 立环式强磁选机 769 18 精矿 58 1618 8868 24 尾矿 41 8412 2131 76 0 074mm75 原矿 100 0016 09100 00 600mm 立环式强磁选机 769 18 精矿 58 1619 0267 69 尾矿 41 8412 6932 31 0 074mm90 原矿 100 0016 34100 0 600mm 立环式强磁选机 769 18 试验表明 粒度在 10 0mm 时 磁场强度为 915 61kA m 选矿效果最好 考虑到回收 率的问题 在相同磁场强度的情况下进行和一次选别和一粗一扫磁选试验 采用一粗一扫 流程与一次选别流程相比 金属回收率从 72 01 提高到 89 24 含锰品位下降了 0 97 个 百分点 虽然入选粒度在 5 0mm 时选别效果好 但粒度偏细 不好使用 所以工厂设计时 考虑粗粒度 从入选粒度粗 处理量大 设备简单 投资小等方面考虑 1981 年采用了重介质旋流 器 强磁选联合流程方法建成一座年产 7 5 万 t 的选矿厂 工艺流程见图 1 1982 年 1984 年选矿厂各项技术经济指标见表 14 图 1 重介质旋流器 强磁选联合流程 表 14 1982 1984 年各项技术经济指标 处理原矿精矿 时间能力 t a 品位 实际产率理论产率品位 实际 回收率 理论 回收率 品位提高 尾矿品位 备注 设计 7500016 0 61 6021 00 86 0031 256 49 三班制 1982 年 858316 4571 7773 2419 4282 9186 4618 058 38 每天一班 全 年开 101 个班 1983 年 706716 2370 2969 9318 8181 4881 1415 9010 25 每天一班 全 年开 72 个班 1984 年 214114 64 75 0116 80 86 0714 758 14 每天一班 全 年开 17 个班 工艺特点 入选粒度大 20 0mm 其中 20 0mm 粒级约占 80 左右 这样大部分 矿样均能用重介质旋流哭处理 因此采用本试验流程 不但在技术上符合早收 粗收 避 免过粉碎的原则 且具有设备简单 容易制造 处理量大 上马快 工艺设备可靠 投资 省的优点 1982 1984 年 每年处理原矿 8000t 左右 没有达到设计能力 每天只开一个班 而 开机后要花很长时间去调试介质比重 因而造成劳动力消耗大 选矿加工费高等后果 另 外设备磨损快 砂泵事故多 1985 年后停止采用重介质 强磁选工艺流程 考虑到实际生 产能力小 1986 年矿山选矿采用单一强磁选流程 至 2006 年底 矿山碳酸锰储量为 150 万 t 生产能力为 9 万 t a 随着开采深度增加 品位越来越 必须恢复选厂选矿生产 由于原来选厂生产能耗大 设备故障多 技术不成 熟等原因 矿山对选厂进行了技术改造 二 破碎筛分 出井矿石用矿车拉至矿场 矿石一般在 350mm 以下 用装载机堆放矿仓 由皮带运输 机送入颚式破碎机 经皮带机送至振动筛 筛分为 10 0mm 和 10mm 以上 筛下 10mm 0 的矿石经皮带机送至选矿矿仓 筛上 10mm 以上 矿石经皮带机送回颚式破 碎机 破碎筛分流程见图 2 图 2 破碎筛分流程 三 选矿工艺 经过筛分后矿石粒度控制在 10mm 以下 进入选矿矿仓 经漏斗进入 1 号磁选机和 2 号 磁选机 选出的精矿经皮带运输机送至精矿场地 尾矿经皮带运输机送至 3 号磁选机 DPMS 300mm 1800mm 选出的精矿经皮带运输机送至精矿场地 尾帮经皮带运输机送至尾 矿渣场 选矿工艺流程见图 3 破碎筛分 选矿工艺流程使用的设备见表 15 图 3 选矿工艺流程 表