（1）矿石性质：该矿属泥盆纪沉积的碳酸锰矿床，近地表部分受氧化作用形成氧化锰矿石。氧化锰矿赋存于三个矿层中，主要锰矿物为软锰矿、硬锰矿、偏锰酸矿;主要锰矿物为软锰矿、硬锰矿、偏锰酸矿;主要铁矿物为褐铁矿、赤铁矿；脉石矿物主要有石英、高岭石、水云母。常见的矿物结构主要为微粒、隐晶质结构，其次为细粒、泥质、胶体及残余等结构。矿石构造主要以块状、斑块状、条带状、粉末状、页片状、豆状等形态构成，其次为空洞状、网格状等构造。 [next]    （2）工艺流程：该矿现为小规模露天开采，采出的氧化矿含锰品位一般为26%左右，经洗矿处理后锰品位提高到30%左右。该矿为了进一步扩大规模、提高产品质量所进行的洗矿工业试验工艺流程见上图。1070×4600mm槽式洗矿机处理矿石量为17.4t/（台.h），处理原矿耗水量为1.12m3/t，洗矿工业试验指标见下表。 大新锰矿洗矿厂氧化锰矿工业试验指标产物名称产率化学成分，%MnP锰回收率%洗矿后提高Mn,%　%　　　　TFeMn备   注净块矿（+20mm）17.5131.047.310.10939.424.250.003520.764.871984年试验指标净块矿（20~7mm）19.6730.128.280.12128.263.640.00422.643.95小  计37.1830.557.720.11533.73.960.003843.44.38净粉矿（7~1mm）28.2933.598.630.13524.663.890.00436.317.42净粉矿（ -1mm）5.0729.149.060.14229.273.220.00495.652.97小  计33.3632.918.70..13625.353.780.004141.966.74净矿合计70.5431.67　　　　　85.365.5废    石1.21.17　　　　　0.05　洗    泥28.2613.519.110.13253.02　　14.59　原    矿10026.178.420.13533.73.120.0052100

（1）矿石性质：该矿属轻微变质浅海相沉积碳酸锰矿床。主要含锰矿物为菱锰矿，其次为锰方解石、钙菱锰矿。主要脉石矿物为碳质粘土、石英、玉髓、铁白云石-白云石、含锰方解石、高岭土、方解石、重晶石及黄铁矿等。碳酸锰矿主要有条带状、致密块状、假鮞粒状、碎裂状、层状、破碎状及部分互层状构造。矿石的结构为隐晶质胶结结构和细粒结构，前者以菱锰矿为主，后者常以锰方解石为主。有用矿物颗粒极为细小，一般小于0.02mm；脉石矿物石英和铁白云石一般为0.004~0.0066mm的微粒，单独或成连晶状嵌布在菱锰矿假鮞粒或连生体之间。此外，方解石、铁白云石、石英等往往单独或相互构成细脉穿切菱锰矿集合体。矿石性脆。矿体底板为黑页岩，矿体顶板为叶片状黑页岩，很不稳定，开采时废石混入率为7~13%.该矿红旗井矿区原矿多元素分析及粒度组成与品位分析分别见下两表： 红旗井碳酸锰原矿多元素分析元素MnFeSiO2Al2O3CaOMgOPS烧损含量，%22.12.318.583.88.613.350.1561.4327 红旗井坑采碳酸锰原矿粒度组成与品位分析粒度，mm150150~100100~5050~3030~55~33~11.0~0.50.5~0.20.2~0.074-0.074合计产率，%部分0.842.7510.739.4341.4411.4715.424.192.580.910.24100累计0.843.5914.3223.7565.1976.6692.0896.2798.8599.76100　含Mn品位，%22.920.821.822.1521.5620.721.421.3520.116.3311.6521.41    （2）工艺流程：红旗井碳酸锰矿洗矿的主要设备和工艺指标见工艺流程下图。洗矿溢流尾矿粒度组成及其品位见下表。井下采出的矿石经洗矿处理后，一般可洗出产率10%左右的矿泥（小于0.074mm87%左右），洗后净矿再经手选可提高含锰品位1.5~2.0%左右，锰回收率94~95%左右。洗矿原矿消耗水量为1.5 ~1.7m3/t。采用反击式破碎机处理解理发育的锰矿石效果尚好，但反击板和锤头磨损很快，锤头120h更换一次。[next] 红旗井碳酸锰矿洗矿溢流尾矿粒度与其品位分析粒度，mm0.5~0.20.2~0.10.1~0.074-0.074合计备  注产率，%0.855.696.6486.82100溢流浓度3.6%含Mn品位，%18.520.1518.3510.3511.52

（1）矿石性质：该矿湖润矿区属沉积型碳酸锰矿床，靠近地表处的矿石，由于受氧化作用而形成氧化锰矿石。目前开采的氧化矿石，矿物成分以软锰矿、硬锰矿为主，其它金属矿物有褐铁矿、赤铁矿、针铁矿；脉石矿物有石英、高岭土、水云母等。矿石一般呈深灰色、黑褐色，具有微粒隐晶质和泥质结构，为块状、网脉状、条带状、豆状等构造。矿石密度为3.85t/m3，松散密度为1.4t/m3。原矿多元素分析及物相分析分别见下表。       原矿多元素分析元素MnMnO2FePSiO2CaOMgOAl2O3NiCoCu烧损含量，%39.658.1811.750.16811.790.180.0631.790.0050.0110.00612.99 原矿中锰、铁物相分析锰    物    相铁   物   相矿物名称含Mn，%Mn占总量，%矿物名称含Fe，%Fe占总量，%一氧化锰　　三氧化二铁9.580.85高价锰36.8492.94四氧化三铁　　硅酸锰2.87.06硅酸铁2.2519.15合  计39.64100合   计11.75100[next]     从上两表可知，矿石中主要杂质为铁和二氧化硅。铁是以弱磁性的三氧化二铁与硅酸铁的形态存在；而锰则有92.94%是高价锰。由于铁与锰的物理化学性质相似，选矿过程中通常不易分离。因不可溶性的铁对锰放电性能并无大的影响，故在设计中末考虑除铁措施。   （2）工艺流程：选矿厂改造前仅用跳汰选别，得二、三级放电锰，锰回收率只有53.15%，而尾矿含二氧化锰品位高达45.23%，大量锰矿资源流失，经济效益较低。为提高产品质量和锰回收率，经较长时间的试验研究后，改为重选-强磁选-重选工艺流程，见下图。该厂选矿试验、设计和改造前后生产的工艺指标及主要设备分别见下两表。 [next]

（1）矿石性质：该矿的松软锰矿是由浅海相原生沉积的含锰灰岩经地表氧化次生富集而成，属锰帽型矿床。矿石中主要锰矿物为偏锰酸矿，并含少量硬锰矿或软锰矿及粉末状褐铁矿；脉石矿物主要为石英及少量的粘土矿物。矿石呈红褐色或褐黑色泥质、薄层状结构，硬度低，密度小，含水率高达44.6%。矿石中的偏锰酸矿与泥质物混在一起，泥质物特别集中于偏锰酸矿的孔隙中；矿层中的硬锰矿或软锰矿，仅局部性地分布于矿层面及裂隙间；粉末状褐铁矿呈不规则的斑状散布于矿层中。该矿区和8号矿体矿石的多元素分析及物理性质分别见下两表。 松软锰矿多元素分析矿区项目名称元            素，%MnMnO2FePSiO2Al2O3CaOMgO烧损全最  高33.38　15.410.38263.68　　　　矿最  低10.785.860.02825.42区平  均20.99.430.09136.738号矿体坡顶矿23.7334.289.640.03134.475.110.81微9.91坡中混合矿22.2232.259.780.05534.735.890.69微9.07坡底矿23.8934.98.40.05136.83.420.790.449.28 松软锰矿物理性质项目矿石密度t/m3矿石含水率%矿石安息角（°）矿石普氏硬度顶板泥质页岩普氏硬度底板风化含锰硅质灰岩普氏硬度含量1.5444.632.08244[next]    （2）工艺流程：该矿于1978年进行的工业试验是筛洗-分级工艺流程。试验过程是将露天采出的原矿缷至原矿池，经水稀释后用平桂型泵扬送至振动筛筛洗，筛上产物为净块矿，筛下产物进分级机，返砂为净粉矿，溢流为尾矿，测定的技术指标（详见技术指标表）。该矿于1986年又建成一座年处理原矿12万t（湿矿）的工业试验厂，采用自磨碎解-筛洗-强磁选的工艺流程，所采用的具有选择性解离作用的自磨碎解机是一种新型洗矿设备。矿石经湿式碎解后，通过筛洗可获得净矿产品及含锰品位为16%左右的尾泥，尾泥经强磁选又可回收锰精矿。其洗选工艺流程见下图，试验和生产工艺指标及净矿产品多元素分析与含水率测定分别见下表。    该矿洗矿工艺流程简单，但净矿含水率高达58.6~71%，需在露天放置十数天后才能将含水率降低到50%左右。 [next] 净矿多元素分析与含水率测定矿样元         素，  %净矿含水率%MnMnO2FeSiO2Al2O3CaOMgOP烧损坡项矿净矿28.2341.379.9627.573.510.7微0.03110.4258.6坡中混合矿净矿32.0946.8910.8419.374.520.650.120.05911.8571坡底矿净矿33.5448.969.3620.032.750.810.50.05811.92

（1）矿石性质：连城锰矿属风化淋滤型贫氧化锰矿，锰矿物有硬锰矿、软锰矿和锰土。硬锰矿往往与软锰矿组成环带构造，两者紧密共生。软锰矿的密度次于硬锰矿，硬锰矿多呈致密块状、胶状、粒状或针状集合体，软锰矿往往呈氧化残余或块状嵌布于锰土中。锰土是硬锰矿剧烈风化后之产物，呈土状集合体或粉末状，极为松散，密度小，含泥质较高，品位较低，多属贫锰矿，占入洗原矿的50%左右。锰矿中脉石矿物有石英、高岭土、绢云母、蛋白石、玉髓、褐铁矿等。原矿多元素分析及原矿锰物相分析分别见下两表。 原矿多元素分析元素MnMnO2TFePSSiO2Al2O3CaOMgO含量，%17.6526.593.550.0250.00940.9810.170.5530.153 原矿锰物相分析矿物名称MnCO3Mn2O3MnO2合   计锰含量，%0.6243.49612.4816.6锰占有率，%3.7621.0675.18100    （2）工艺流程：选矿厂的工艺流程为洗矿-手选-粗粒跳汰-细粒强磁选联合流程，见下图，主要设备的操作条件及各作业产品含水率分别见下两表： 主要设备操作条件设备名称规格主  要  操  作  条  件备   注AM-30型粗粒度跳汰机给矿粒度30~3mm，给矿量2.8~3.4t/h，冲程50mm，精矿挡板高度80mm，尾矿挡板高度90mm　ShP-1000型强磁选机给矿粒度-1mm占82~84%，给矿浓度38~44%，给矿量5.4t/h，激磁电流125A1986年调试测定 各作业产品含水率作业产品名称跳汰精矿跳汰尾矿跳汰筛下精矿跳汰给矿手选精矿手选尾矿-3mm筛下矿洗矿净矿备  注含水率，%3.336.039.715.951.343.9214.8614.751986年调试测定[next]     连城锰矿贫氧化锰矿洗选工艺流程

碳酸锰矿选矿厂—遵义锰矿选矿厂 碳酸锰矿石选矿方法大多采用强磁选、重介质选矿和浮选等方法。沉积型含硫碳酸锰矿石一般按照碳质页岩、黄铁矿和锰矿物的顺序采用优先浮选工艺流程。热液型含铅锌碳酸锰矿石一般采用浮选一强磁选矿工艺流程。某些含硫富锰矿石,锰矿物主要是硫锰矿, 一般采用焙烧方法除硫。有的富碳酸锰矿石生产上也采用焙烧方法除去挥发成分得到成品矿石。 1 选矿厂概述 遵义铁合金有限责任公司遵义锰矿选矿厂位于遵义市南东铜锣井, 距遵义市6km, 距离川黔铁路铁义南站9km交通十分便利。 遵义锰矿矿区包括有铜锣井、沙坝、长沟、黄土坎、石榴沟、深溪沟等矿段,其中铜锣井和沙坝矿段已勘探,其余矿段仅作详查和普查工作。矿区东西长10km,面积16㎞2。矿层赋存于上二叠龙潭组底部,严格受地层层位控制, 碳酸锰矿石产于灰色页岩中 。在2005年国土资源部矿产资源储量审査表中, 遵义锰矿相关矿段保有2300万吨锰矿石的资源储量 。 遵义锰矿铜锣井矿区锰矿资源量占整个储量的75% ,矿石中锰品位为15% ～25% ,含铁9%～10% ,含磷平均为 0.046%,含硫平均为4.43% ,属于低锰低磷高铁高硫的半自熔性锰矿石。矿区位于高原丘陵山区,地表矿体出露标高980～795m,矿体理深0～606m,除浅部氧化矿可露采外,其余需用竖井开拓、地下开采。可采矿层连续性好,厚度、品位稳定,矿层产状变化小。 遵义锰矿选矿厂始建于1958年, 1974年采、选、烧工程初步建成投产,最初设计以浮选柱为浮选设备的全浮流程, 由于锰矿石质软易碎,两段连续磨矿过磨严重, 产生次生矿泥过多, 脱泥作业锰金属损失率超过原设计, 锰金属总回收率达不到设计要求,经过多年技术改造,形成两段磨矿-磁选-浮选工艺流程,当原矿含 Mn为18%时,选出锰精矿含 Mn25%～26%,经浓缩过滤后送至球团车间,经配料、造球,然后进行团粒(小球)烧结,烧结矿含 Mn32%～34%,作为遵义铁合金厂冶炼锰系铁合金的入炉熟料。 2 矿石性质 矿石中具有氧化锰矿石和碳酸锰矿石两种自然类型。 氧化锰矿石是碳酸锰矿氧化富集的产物,分布在近地表处,占探明储量的5.85% ,在保有储量中仅占1.45% , 目前各地段的氧化锰矿已采完。 碳酸锰矿石由钙菱锰矿、菱锰矿、锰方解石、含锰方解石、锰白云石、锰菱铁矿、铁菱锰矿、水锰矿、黑锰矿、硫锰矿、黄铁矿、含锰菱铁矿和水云母、鲕绿泥石、叶绿泥石、高岭石、白云石、石英、长石等组成。主体矿石矿物以钙菱锰矿为主,其含量占碳酸盐矿物总量的82%～83%。矿石具砂砾屑、球粒、生物碎屑和晶粒结构,具纹层状、微层状、断续层状、花边状和葡萄状构造。下部以微晶-球粒结构、微层、断续层状为主;上部呈砂-砾屑结构,花边状、葡萄状和多孔状构造。矿石锰品位为8%～32%,以15%～32%居多,平均为20.29% ,锰品位变化系数为13.9%～19.2%。矿石品位较稳定,沿走向或倾向无大变化;垂向上由下至上,锰、硫、钙有降低趋势。 矿床成因类型属产于上二叠统黏土岩中的海相沉积锰矿床;工业类型属低磷高铁高硫酸性贫锰矿。 原矿化学成分分析列于表1 , 矿石物相分析见表2。 矿石中的菱锰矿多呈细粒状集合体及致密块状, 钙菱锰矿呈层状结构,锰方解石以晶体集合体或细脉状出现。 锰矿物集合体或单体嵌布粒度一般为 0.02～0.2mm。 矿石密度3300kg/m3, 普氏硬度为6～8,矿石含水4%～6% ,不同矿物的物理特性见表3。　　表1 遵义锰矿化学成分分析结果　　表2 遵义锰矿锰、铁物相分析　　表3 連义锰矿矿石中主要矿物的物理特性 3 选矿厂技术进步 遵义锰矿从1958年开始进行矿山建设,到1975年建设成采、选、烧60万吨/年的生产规模,选矿厂的工艺流程包括破碎、磨矿、浮选、浓缩和过滤工序。破碎由粗碎、筛分、洗矿及闭路细碎作业组成,选别作业是以浮选柱为浮选设备的全浮流程。矿石破碎后经两段磨矿至-0.074mm占85%,经φ125mm水力旋流器脱泥,沉砂进入浮选。在浮选作业中,先用2号油选碳,再用黄药浮选黄铁矿,最后用氧化石蜡皂在碳酸钠为调整剂和水玻璃为抑制剂的矿浆中选锰。精矿产品为一、 二、 三级锰精矿及副产品黄铁矿精矿。 原矿药剂总用量设计为7. 25kg/t,实际生产一般为10kg/t。经几年试生产, 一直不正常, 产品质量和回收率均未达到设计要求 。其主要原因是矿石在破碎、磨矿过程中泥化严重,浮选前的φ125mm水力旋流器脱泥效果差,锰金属损失严重。精矿品位达不到设计要求,选矿的实际回收率一般仅有50%～60% 。 随后有关单位进行了试验研究, 对原有的旋流器脱泥-浮选三个系列中的一个系列改为强磁-选工艺流程。用 Shp2000强磁选机脱泥和提高锰品位,浮选设备由浮选柱改为浮选机。此外,选锰捕收剂由原来采用氧化石蜡皂改用石油磺酸钠和氧化石蜡皂混合捕收剂。选矿工业试验流程如图1所示。单一浮选流程和强磁一浮选流程工业试验指标见表4。　　图1 选矿工业试验流程　　表4 遵义锰矿选矿厂选矿指标 磁选-浮选联合流程有较好的适应性。强磁选机不仅有效地脱除了矿泥,而且对提高浮选的入选锰品位起到良好作用, 在生产中有时采用强磁-浮选脱硫,直接获得综合锰精矿产品; 采用石油磺酸钠代替氧化石蜡皂作捕收剂, 使矿浆在中性和常温下分选, 节省了药耗和能耗, 并改善了精矿脱水性能;新流程中取消了原流程采用的碳酸钠调整剂, 从而减少了药剂费用。 在磁-浮流程工业试验期间,曾一度将 Shp强磁选机上盘作为粗选,下盘作为扫选,试行过一机两段选别作业,出现了上盘“漫矿”现象,故采用减少球磨给矿量的办法来保证其通畅, 当时磁选精矿产品的产率基本满足了工业试验的要求。工业试验结束后,仍采用上、下盘都作粗选的工艺,这可增大给矿量, 一直沿用至l998年。 经一段磁选后的尾矿锰品位都在10%～12%,当原矿品位较高时,尾矿还要偏高,致使磁选精矿产率一直都在65%～72%徘徊, 磁选精矿再经浮选、脱水等作业后各段都要抛除一些尾矿,到最终过滤产品时,锰精矿产率就降到了45%～50%,再扣除原矿破碎筛分时的洗矿作业所损失的3%～5%的产率,最终精矿的实际产率更低,一般在42%～45% , 锰实际回收率在58%～61% 。 1998年7月通过试验研究,在 Shp-2000 强磁机上开始采用一粗一扫两段选别。同时采取的措施有: (l) 适当提高磁选给矿浓度, 将原来20%～22%的浓度提高到30%～35% 。 (2)降低磨矿细度,由原来的-0.074mm含量占72%～78%降低到60%～65%,由于细度变粗, 也保证了分级溢流浓度的提高 。 (3) 调整上、下盘齿板的间隙, 上盘粗选用3.2mm间隙的齿板或活动齿板, 下盘扫选用2.8mm 的齿板,这样既保证了上盘能通过较多的矿量,又保证了下盘适当提高分选区的磁场强度, 从而有利于回收率的提高。 (4)加强除渣、除铁的操作,经常疏通堵塞的齿板,保证矿浆能顺利通过。 (5)由于给矿浓度提高、细度降低,磨机的生产能力也略有提高,由原来的20t/h提高到25t/h以上。 4 生产工艺及流程 遵义锰矿选矿厂经过20余年的试验研究和技术改造,形成的工艺流程为两段磨矿-强磁(一粗一扫) -浮选工艺流程,1998年工艺改进前后的选别指标如表5所示。 由表5可以看出,改进后的磁选尾矿品位比改进前降低2.32个百分点;磁选精矿回收率提高7.02个百分点;在最终锰精矿锰品位差别不大的情况下,产率提高6.88个百分点, 回收率提高7. 66个百分点。 改进后选别指标大幅度提高。　　表5 磁选工艺改进前后的选别指标 磁选工艺流程改进后,最终锰精矿产率由改进前的50.97%提高到57.85% , 选矿比由改进前的1.96降至1.73。 改进后的选别流程见图2。 选矿厂主要设备见表6。　　图2 改进后的选别流程图  　　表6 遵义锰矿选矿厂主要设备

靖西锰矿选矿厂主要设备作业名称设备名称及规格数量，台备注粗碎PEF250×400鄂式破碎机2 中碎ф400×250对辊破碎机2 洗矿分级SZZ1250×2500双层振动筛2 跳汰Ⅰ700×900矩形跳汰机：Ⅰ室冲程15mm、Ⅱ室10mm，床石粒度35mm，床石密度3.44t/m3,床层厚度70mm2 跳汰Ⅱ1000×1000下动形跳汰机：冲次237min-1、冲程8mm，床石密度3.44t/m3，床层厚度40mm2 强磁选SHC-1800型电磁感应辊强磁选机：给矿粒度5～1mm，分选间隙13mm，磁感应强度约1500mT1 分级ф500单螺旋分级机1 磨矿ф900×1800棒磨机1 水力分级云锡式水力分级箱1横向角60 横向角40 横向角20摇床Ⅰ粗粒6-S型摇床：冲程18mm，冲次270min-12摇床Ⅱ细粒6-S型摇床：冲程17mm，冲次275min-12摇床Ⅲ矿泥6-S型摇床：冲程13mm，冲次270min-12脱水ф500单螺旋分级机3

碳酸锰矿选矿厂 中国碳酸锰矿床属于海相沉积型锰矿床, 其储量和矿床规模都比较大, 是生产商品锰矿石的重要矿源之一。工艺矿物学研究表明, 碳酸锰矿石中主要矿物是菱锰矿、钙菱锰矿、锰方解石和菱锰铁矿等;脉石矿物有硅酸盐和碳酸盐矿物,也常伴生磷、硫和铁等杂质。矿石组成比较复杂,锰矿物嵌布粒度细到几微米,不易解离。采用一般选矿方法很难得到単体锰矿物,而只能通过选矿将矿石中的锰矿物集合体与脉石集合体进行分离, 难于获得较高品位的锰精矿。 碳酸锰矿石选矿方法大多采用强磁选、重介质选矿和浮选等方法 。沉积型含硫碳酸锰矿石一般按照碳质页岩、黄铁矿和锰矿物的顺序采用优先浮选工艺流程。热液型含铅锌碳酸锰矿石一般采用浮选一强磁选矿工艺流程。某些含硫富锰矿石, 锰矿物主要是硫锰矿, 一般采用焙烧方法除硫。有的富碳酸锰矿石生产上也采用焙烧方法除去挥发成分得到成品矿石。 遵义锰矿选矿厂 1 选矿厂概述 遵义铁合金有限责任公司遵义锰矿选矿厂位于遵义市南东铜锣井, 距遵义市6km, 距离川黔铁路铁义南站9km交通十分便利。 遵义锰矿矿区包括有铜锣井、沙坝、长沟、黄土坎、石榴沟、深溪沟等矿段,其中铜锣井和沙坝矿段已勘探,其余矿段仅作详查和普查工作。矿区东西长10km,面积16㎞2。矿层赋存于上二叠龙潭组底部, 严格受地层层位控制, 碳酸锰矿石产于灰色页岩中 。在2005年国土资源部矿产资源储量审査表中, 遵义锰矿相关矿段保有2300万吨锰矿石的资源储量 。 遵义锰矿铜锣井矿区锰矿资源量占整个储量的75% ,矿石中锰品位为15% ～25% ,含铁9%～10% ,含磷平均为 0.046% ,含硫平均为4.43% ,属于低锰低磷高铁高硫的半自熔性锰矿石。矿区位于高原丘陵山区,地表矿体出露标高980～795m,矿体理深 0～606m,除浅部氧化矿可露采外,其余需用竖井开拓、地下开采。可采矿层连续性好,厚度、品位稳定,矿层产状变化小。 遵义锰矿选矿厂始建于1958年, 1974年采、选、烧工程初步建成投产,最初设计以浮选柱为浮选设备的全浮流程, 由于锰矿石质软易碎, 两段连续磨矿过磨严重, 产生次生矿泥过多, 脱泥作业锰金属损失率超过原设计, 锰金属总回收率达不到设计要求, 经过多年技术改造,形成两段磨矿-磁选-浮选工艺流程,当原矿含 Mn为18%时,选出锰精矿含 Mn25% ～26%,经浓缩过滤后送至球团车间,经配料、造球,然后进行团粒(小球)烧结,烧结矿含 Mn32%～34%,作为遵义铁合金厂冶炼锰系铁合金的入炉熟料。 2 矿石性质 矿石中具有氧化锰矿石和碳酸锰矿石两种自然类型。 氧化锰矿石是碳酸锰矿氧化富集的产物,分布在近地表处,占探明储量的5.85% ,在保有储量中仅占1.45% , 目前各地段的氧化锰矿已采完。 碳酸锰矿石由钙菱锰矿、菱锰矿、锰方解石、含锰方解石、锰白云石、锰菱铁矿、铁菱锰矿、水锰矿、黑锰矿、硫锰矿、黄铁矿、含锰菱铁矿和水云母、鲕绿泥石、叶绿泥石、高岭石、白云石、石英、长石等组成。主体矿石矿物以钙菱锰矿为主,其含量占碳酸盐矿物总量的82%～83%。矿石具砂砾屑、球粒、生物碎屑和晶粒结构,具纹层状、微层状、断续层状、花边状和葡萄状构造。下部以微晶-球粒结构、微层、断续层状为主;上部呈砂-砾屑结构,花边状、葡萄状和多孔状构造。矿石锰品位为8%～32%,以15%～32%居多,平均为20. 29% ,锰品位变化系数为13.9%～19.2%。矿石品位较稳定,沿走向或倾向无大变化;垂向上由下至上,锰、硫、钙有降低趋势。 矿床成因类型属产于上二叠统黏土岩中的海相沉积锰矿床;工业类型属低磷高铁高硫酸性贫锰矿。 原矿化学成分分析列于表23-5-1 , 矿石物相分析见表23-5-2。 矿石中的菱锰矿多呈细粒状集合体及致密块状, 钙菱锰矿呈层状结构, 锰方解石以晶体集合体或细脉状出现。 锰矿物集合体或单体嵌布粒度一般为 0.02～0.2mm。 矿石密度3300kg/m3, 普氏硬度为6～8,矿石含水4%～6% ,不同矿物的物理特性见表23-5-3。 表23-5-1 遵文锰矿化学成分分析结果    表23-5-2 連义锰矿锰、铁物相分析  表23-5-3 連义锰矿矿石中主要矿物的物理特性  3 选矿厂技术进步 遵义锰矿从1958年开始进行矿山建设,到1975年建设成采、选、烧60万吨/年的生产规模,选矿厂的工艺流程包括破碎、磨矿、浮选、浓缩和过滤工序。破碎由粗碎、筛分、洗矿及闭路细碎作业组成,选别作业是以浮选柱为浮选设备的全浮流程。矿石破碎后经两段磨矿至-0.074mm占85%,经φ125mm水力旋流器脱泥,沉砂进入浮选。在浮选作业中,先用2号油选碳,再用黄药浮选黄铁矿,最后用氧化石蜡皂在碳酸钠为调整剂和水玻璃为抑制剂的矿浆中选锰。 精矿产品为一、 二、 三级锰精矿及副产品黄铁矿精矿。 原矿药剂总用量设计为7. 25kg/t,实际生产一般为10kg/t。经几年试生产, 一直不正常, 产品质量和回收率均未达到设计要求 。 其主要原因是矿石在破碎、磨矿过程中泥化严重,浮选前的φ125mm水力旋流器脱泥效果差,锰金属损失严重。精矿品位达不到设计要求, 选矿的实际回收率一般仅有50%～60% 。 随后有关单位进行了试验研究, 对原有的旋流器脱泥-浮选三个系列中的一个系列改为强磁-选工艺流程。用 Shp2000强磁选机脱泥和提高锰品位, 浮选设备由浮选柱改为浮选机。此外, 选锰捕收剂由原来采用氧化石蜡皂改用石油磺酸钠和氧化石蜡皂混合捕收剂。选矿工业试验流程如图23-5-1所示。单一浮选流程和强磁一浮选流程工业试验指标见表23-5-4。   图23-5-4 选矿工业试验流程表23-5-4 遵义锰矿选矿厂选矿指标   磁选-浮选联合流程有较好的适应性。强磁选机不仅有效地脱除了矿泥,而且对提高浮选的入选锰品位起到良好作用, 在生产中有时采用强磁-浮选脱硫, 直接获得综合锰精矿产品; 采用石油磺酸钠代替氧化石蜡皂作捕收剂, 使矿浆在中性和常温下分选, 节省了药耗和能耗, 并改善了精矿脱水性能; 新流程中取消了原流程采用的碳酸钠调整剂, 从而减少了药剂费用。 在磁-浮流程工业试验期间,曾一度将 Shp强磁选机上盘作为粗选,下盘作为扫选, 试行过一机两段选别作业,出现了上盘“漫矿”现象,故采用减少球磨给矿量的办法来保证其通畅, 当时磁选精矿产品的产率基本满足了工业试验的要求。工业试验结束后, 仍采用上、下盘都作粗选的工艺,这可增大给矿量, 一直沿用至l998年。 经一段磁选后的尾矿锰品位都在10%～12%,当原矿品位较高时,尾矿还要偏高,致使磁选精矿产率一直都在65%～72%徘徊, 磁选精矿再经浮选、 脱水等作业后各段都要抛除一些尾矿,到最终过滤产品时,锰精矿产率就降到了45%～50%,再扣除原矿破碎筛分时的洗矿作业所损失的3%～5%的产率,最终精矿的实际产率更低, 一般在42%～45% , 锰实际回收率在58%～61% 。 1998年7月通过试验研究,在 Shp-2000 强磁机上开始采用一粗一扫两段选别。同时采取的措施有: (l) 适当提高磁选给矿浓度, 将原来20%～22%的浓度提高到30%～35% 。 (2)降低磨矿细度,由原来的-0.074mm含量占72%～78%降低到60%～65%,由于细度变粗, 也保证了分级溢流浓度的提高 。  (3) 调整上、下盘齿板的间隙, 上盘粗选用3.2mm间隙的齿板或活动齿板, 下盘扫选用2.8mm 的齿板,这样既保证了上盘能通过较多的矿量, 又保证了下盘适当提高分选区的磁场强度, 从而有利于回收率的提高。 (4)加强除渣、除铁的操作,经常疏通堵塞的齿板,保证矿浆能顺利通过。 (5)由于给矿浓度提高、细度降低,磨机的生产能力也略有提高,由原来的20t/h提高到25t/h以上。 4 生产工艺及流程 遵义锰矿选矿厂经过20余年的试验研究和技术改造,形成的工艺流程为两段磨矿-强磁(一粗一扫) -浮选工艺流程, 1998年工艺改进前后的选别指标如表23-5-5所示。 由表23-5-5可以看出,改进后的磁选尾矿品位比改进前降低2.32个百分点;磁选精矿回收率提高7.02个百分点;在最终锰精矿锰品位差别不大的情况下, 产率提高6.88个百分点, 回收率提高7. 66个百分点。 改进后选别指标大幅度提高。 表23-5-5 磁选工艺改进前后的选别指标   磁选工艺流程改进后,最终锰精矿产率由改进前的50.97%提高到57.85% , 选矿比由改进前的1.96降至1.73。 改进后的选别流程见图23-5-2。 选矿厂主要设备见表23-5-6。   图23-5-2 改进后的选别流程图表23-5-6 遵义锰矿选矿厂主要设备

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。

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 %　　表2 光谱半下量分析 %　　表3 锰物相分析 %　　表4 第二、三层碳酸锰矿多元素分析 %　　表5 光谱半定量 %　　表6 第四层碳酸锰矿多元素分析 %  　　表7 光谱半定量 %　　表8 物相分析 %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　　表11 龙头碳酸锰10～0mm同种矿样不同流程试验结果五个不同矿样(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)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 (%)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(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。