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     （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5～100.0050.0050.050.003～0.0051～3元 素MnCaCoSiMgCu含 量＞1＞1.00.0551.00.005～0.002元 素MoNiCrBTiSr含 量0.0030.01～0.030.0050.0050.030.01 表3  锰物相分析    %元 素TMnH2O－（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CO2H2O＋H2O－CoAs－含 量37.330.050.290010.001－ 表5  光谱半定量  %元 素AlSiBMnMgNi含 量1100.001～0.003＞150.005～0.01元 素TiMoCaCoFeCo含 量0.01～0.03＜0.001＞100.0030.1～0.50.01～0.03 表6  第四层碳酸锰矿多元素分析    %元 素Al2O3SiO2CaOMgOTFeTiO2H2O＋含 量0.557.9629.894.240.450.060.12元 素TMnK2ONa2OP2O5SCO2H2O－含 量14.580.090.050.110.3334.140.39 表7  光谱半定量    %元 素AlSiMgMnFeCa含 量0.11～31＞1.00.1～0.310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     （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－152一工区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 （55kW）1二工区13装岩机ZCZ－17A、21kW1一工区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Zk1.5－6/1001二工区20气腿式凿岩机YT246二工区     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场强 kA/m产 品产率 /%品位/%回收率/%含Mn提高 /%MnCaOMnCaO740.45精 矿11.8722.5515.4216.628.076.46尾 矿88.1315.2223.9083.3891.93原 矿100.0016.0922.85100.00100.00796.18精 矿52.2521.3517.9569.5442.005.31尾 矿47.7510.2327.2030.4658.00原 矿100.0016.0422.29100.00100.00915.61精 矿62.6320.5817.9580.3650.504.54尾 矿37.378.4329.6019.6449.50原 矿100.0016.0422.29100.00100.001011.15精 矿66.8319.9818.0983.2554.203.94尾 矿33.178.1030.3016.7545.80原 矿100.0016.0422.29100.00100.00 表11  龙头碳酸锰10～0mm同种矿样不同流程试验结果场强 kA/m产 品产率 /%品位/%回收率/%含锰提高幅度/%MnCaOMnCaO（一次选别） 859.87精 矿53.3721.5016.5472.0139.305.46尾 矿46.279.7029.6627.9960.70原 矿100.0016.0422.61100.00100.00859.870～1011.15 （一粗一扫）精 矿69.7120.5317.6389.2454.364.49尾 矿30.295.7034.0710.7645.64原 矿100.0016.0422.61100.00100.00859.870～963.38 （一粗一扫）精 矿67.5320.74－87.21－4.67尾 矿32.476.30－12.79－原 矿100.0016.04－100.00100.00     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）矿 样原矿 （Mn品位/%）精 矿尾矿 （Mn品位/%）提高幅度 /百分点含锰/%产率/%回收率/%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115.4020.8664.3087.105.605.46混合215.0020.8162.4586.605.305.81     20～0mm粒级强磁选试验结果见表13。 表13  入选粒度20～0mm强磁选试验结果入选粒度产品名称试验指标试验条件产率/%锰品位/%锰回收率/%试验设备磁场强度/（kA/m）20～5mm精矿70.2020.0886.40Φ380mm×400mm 单辊磁选机 （干式强磁选）915.61尾矿29.807.4513.60原矿100.0016.30100.005～0mm精矿59.6921.8780.01Φ27mm×80mm 湿式感尖辊强选机769.18尾矿40.318.0919.99原矿100.0016.31100.002～0mm精矿50.2021.3366.69Φ27mm×80mm 湿式感应强选机769.18尾矿49.8010.7433.31原矿100.0016.06100.00－0.074mm55%精矿69.7918.2479.02Φ600mm 立环式强磁选机  769.18尾矿30.2111.1920.98原矿100.0016.11100.00－0.074mm75%精矿58.1618.8868.24Φ600mm 立环式强磁选机769.18尾矿41.8412.2131.76原矿100.0016.09100.00－0.074mm90%精矿58.1619.0267.69Φ600mm 立环式强磁选机769.18尾矿41.8412.6932.31原矿100.0016.34100.0     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 （因故图表不清，需要者可来电免费索取） 表14  1982～1984年各项技术经济指标    （%）时间处理原矿精矿/%尾矿品位/%备注能力 （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15  选厂设备及性能,,序号设备名称型号数量/套电动机功率/kW备注1皮带机B＝800m、L＝18m113－2颚式破碎机PEF40mm×60mm120－3皮带机B＝800m、L＝27m122－振动筛SZZ21250mm×2500mm15.5－皮带机B＝500m、L＝18m17.5－4永磁湿式磁选机DPMS－Φ300mm×1800mm磁场强度 （119.43～143.31kA/m33×3每年处理原矿6万t5螺旋分级机自制52.2×5每年处理原矿6万t6圆锥破碎机PYZ－900157.20.002～0.00657圆锥破碎机PYD－900156.50.0015～0.0058砂泵75PMS－30115－9砂泵75PMS－30118.5－10单吸离心水泵IS80－65－200222 －     （四）历年选矿生产主要经济指标     2007年选矿主要技术经济指标见表16。 表16  2007年选矿主要技术经济指标原矿品位 /%精矿品位 /%尾矿品位 /%回收率 /%产率 /%水耗 /［t/（t·原矿）］电耗 /［kW·h/（t·原矿）］13.4317.127.2579.8362.621.125.39     五、尾矿综合利用及环境保护     目前，矿山每年生产约2万多吨的尾矿暂无回收利用，在选矿厂附近构筑一座尾矿渣场，尾矿渣场布置在磁选厂附近的山沟里，总坝高为10m，总库容约21万m3，服务年限约11.75a，可满足矿山选矿排出尾矿量临时堆存的需要。     六、选矿厂工艺特点     （一）工艺流程先进、设备简单、投资少、上马快、回收期短。     （二）工艺流程改进：重介质旋流器－强磁选联合流程－单一电磁湿式强磁流程－单一永磁湿式强磁流程，经过多年的改造，工艺流程简单、技术先进、成本不断降低。     （三）机械性能稳定，处理量大、磁选效果好。