日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例Word格式文档下载.docx
《日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例Word格式文档下载.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例Word格式文档下载.docx（17页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
21.93
0.01
0.004
Co
S
P2O5
Na2O
K2O
MnO
CO2
H2O
1.13
0.30
4.71
2.55
0.42
表2
光谱半下量分析
Al
Sn
Ba
Be
V
FC
5～10
0.005
0.003～0.005
1～3
Mn
Ca
Si
Mg
Cu
＞1
＞1.0
5
1.0
0.005～0.002
Mo
Cr
Ti
Sr
0.003
0.01～0.03
0.03
表3
锰物相分析
H2O－（H2O）
16.87
表4
第二、三层碳酸锰矿多元素分析
%
MgO
13.43
0.6
0.00
0.97
31.58
4.17
BaO
12.69
0.08
0.11
0.02
0.34
H2O＋
H2O－
As
－
37.33
0.29
001
0.001
表5
光谱半定量
1
10
0.001～0.003
0.005～0.01
Fe
＜0.001
＞10
0.1～0.5
表6
第四层碳酸锰矿多元素分析
0.55
7.96
29.89
4.24
0.45
0.12
14.58
0.09
0.33
34.14
0.39
表7
0.1
0.1～0.3
表8
物相分析
MnO2
1.45
14.55
0.21
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
型号
空压机
OPT－307
（190kW）
2
二工区
11
柴油牵引机车
CJ－15
一工区
VF－6/7
（37kW）
12
卷扬机
ZG－1.5
（4kW）
3
4V－9/7
（55kW）
13
装岩机
ZCZ－17A、21kW
4
VF－9/7
14
卧式多级
离心水泵
D46－50×
（40kW）
2V－6/7
15
多级离心水泵
D80－30×
9
6
W－3/6
（18.5kW）
16
D12－25×
（22kW）
7
电耙绞车
2DPJ－28
（30kW）
17
局扇风机
5.5kW
8
2DPJ－15
（15kW）
18
Ly－15
（14kW）
19
气腿式凿岩机
YT24
电机车
Zk1.5－6/100
20
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
740.45
精矿
11.87
22.55
15.42
16.62
8.07
6.46
尾矿
88.13
15.22
23.90
83.38
91.93
原矿
100.00
16.09
22.85
796.18
52.25
21.35
17.95
69.54
42.00
5.31
47.75
10.23
27.20
30.46
58.00
16.04
22.29
915.61
62.63
20.58
80.36
50.50
4.54
37.37
8.43
29.60
19.64
49.50
1011.15
66.83
19.98
18.09
83.25
54.20
3.94
33.17
8.10
30.30
16.75
45.80
表11
龙头碳酸锰10～0mm同种矿样不同流程试验结果
含锰提高幅度/%
（一次选别）
859.87
53.37
21.50
16.54
72.01
39.30
5.46
46.27
9.70
29.66
27.99
60.70
22.61
859.870～1011.15
（一粗一扫）
69.71
20.53
17.63
89.24
54.36
4.49
30.29
5.70
34.07
10.76
45.64
859.870～963.38
67.53
20.74
87.21
4.67
32.47
6.30
12.79
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/%）
尾矿
提高幅度
/百分点
含锰/%
产率/%
一号样
15.95
21.30
65.25
87.05
5.94
5.35
二号样
12.60
17.70
56.00
78.75
6.10
5.10
三号样
14.10
18.00
66.80
85.40
3.90
混合1
15.40
20.86
64.30
87.10
5.60
混合2
15.00
20.81
62.45
86.60
5.30
5.81
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
锰品位/%
锰回收率/%
试验设备
磁场强度/（kA/m）
20～5mm
精矿
70.20
20.08
86.40
Φ380mm×
400mm
单辊磁选机
（干式强磁选）
29.80
7.45
13.60
16.30
5～0mm
59.69
21.87
80.01
Φ27mm×
80mm
湿式感尖辊强选机
769.18
40.31
8.09
19.99
16.31
2～0mm
50.20
21.33
66.69
湿式感应强选机
49.80
10.74
33.31
16.06
－0.074mm55%
69.79
18.24
79.02
Φ600mm
立环式强磁选机
30.21
11.19
20.98
16.11
－0.074mm75%
58.16
18.88
68.24
41.84
12.21
31.76
－0.074mm90%
19.02
67.69
32.31
16.34
100.0
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
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）
实际产率
理论产率
品位
实际
回收率
理论
品位提高
设计
75000
16.0
61.60
21.00
86.00
31.25
6.49
三班制
1982年
8583
16.45
71.77
73.24
19.42
82.91
86.46
18.05
8.38
每天一班，全年开101个班
1983年
7067
16.23
70.29
69.93
18.81
81.48
81.14
15.90
10.25
每天一班、全年开72个班
1984年
2141
14.64
75.01
16.80
86.07
14.75
8.14
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
设备名称
数量/套
电动机功率/kW
皮带机
B＝800m、L＝18m
颚式破碎机
PEF40mm×
60mm
B＝800m、L＝27m
22
振动筛
SZZ21250mm×
2500mm
5.5
B＝500m、L＝18m
7.5
永磁湿式磁选机
DPMS－Φ300mm×
1800mm磁场强度
（119.43～143.31kA/m
3×
每年处理原矿6万t
螺旋分级机
自制
2.2×
圆锥破碎机
PYZ－900
57.2
0.002～0.0065
PYD－900
56.5
0.0015～0.005
砂泵
75PMS－30
18.5
单吸离心水泵
IS80－65－200
22,
（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
水耗
/［t/（t·
原矿）］
电耗
/［kW·
h/（t·
7.25
79.83
62.62
1.12
5.39
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。
升级会员 