日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例.docx

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日处理3000吨锰矿选矿厂设计实例

日处理3000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

   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,经过几年地大量开采,氧化锰逐渐枯竭,根据矿区整体地布置规划,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.经过一年多地研究和试验,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,市场饱和等方面地原因,生产9年之后地矿山磁选厂停产.2002年矿山恢复碳酸锰地开采,2006年对选厂进行技术改造,采用湖南长沙矿冶研究院生产地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.生活用水由在矿区地西南端距矿区5km地八况地下水供给,经两极抽水后,送至标高200m地山上储水池,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.另在矿区地南端矿区3km处有可供工业用水地备用水源,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,就已形成完整地供电系统,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)地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.矿物地组织结构简单,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,为较有工业价值地矿石,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

Al2O3

SiO2

TFe

TiO2

TMn

CaO

Ni

B

含量

0.05

12.36

1.41

0.06

17.12

21.93

0.01

0.004

元素

Co

S

P2O5

Na2O

K2O

MnO

CO2

H2O

含量

0.01

1.13

0.30

0.06

0.06

4.71

2.55

0.42

表2 光谱半下量分析   %

元素

Al

Sn

Ba

Be

V

FC

含量

5~10

0.005

0.005

0.05

0.003~0.005

1~3

元素

Mn

Ca

Co

Si

Mg

Cu

含量

>1

>1.0

0.05

5

1.0

0.005~0.002

元素

Mo

Ni

Cr

B

Ti

Sr

含量

0.003

0.01~0.03

0.005

0.005

0.03

0.01

表3 锰物相分析   %

元素

TMn

H2O-(H2O)

含量

16.87

0.06

表4 第二.三层碳酸锰矿多元素分析   %

元素

SiO2

TFe

TiO2

Al2O3

CaO

MgO

含量

13.43

0.6

0.00

0.97

31.58

4.17

元素

MnO

BaO

K2O

Na2O

P2O5

S

含量

12.69

0.08

0.11

0.02

0.06

0.34

元素

CO2

H2O+

H2O-

Co

As

含量

37.33

0.05

0.29

001

0.001

表5 光谱半定量 %

元素

Al

Si

B

Mn

Mg

Ni

含量

1

10

0.001~0.003

>1

5

0.005~0.01

元素

Ti

Mo

Ca

Co

Fe

Co

含量

0.01~0.03

<0.001

>10

0.003

0.1~0.5

0.01~0.03

表6 第四层碳酸锰矿多元素分析   %

元素

Al2O3

SiO2

CaO

MgO

TFe

TiO2

H2O+

含量

0.55

7.96

29.89

4.24

0.45

0.06

0.12

元素

TMn

K2O

Na2O

P2O5

S

CO2

H2O-

含量

14.58

0.09

0.05

0.11

0.33

34.14

0.39

 

表7 光谱半定量   %

元素

Al

Si

Mg

Mn

Fe

Ca

含量

0.1

1~3

1

>1.0

0.1~0.3

10

元素

Co

Ti

Ba

Cu

Ni

 

含量

0.003

0.03

0.05

0.001

0.001

 

表8 物相分析   %

元素

MnO2

TMn

H2O

含量

1.45

14.55

0.21

三.采矿

   

(一)采矿方法概述

   由于矿体地赋存条件简单,采用地采矿方法也较简单.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地分段开采方法,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

(55kW)

1

二工区

13

装岩机

ZCZ-17A.21kW

1

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

5.5kW

2

一工区

8

电耙绞车

2DPJ-15

(15kW)

2

二工区

18

局扇风机

5.5kW

2

一工区

9

电耙绞车

Ly-15

(14kW)

1

二工区

19

气腿式凿岩机

YT24

6

一工区

10

电机车

Zk1.5-6/100

1

二工区

20

气腿式凿岩机

YT24

6

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,由于合采和贫化地原因,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.

   采用矿山自制地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

/%

Mn

CaO

Mn

CaO

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

100.00

100.00

796.18

精矿

52.25

21.35

17.95

69.54

42.00

5.31

尾矿

47.75

10.23

27.20

30.46

58.00

原矿

100.00

16.04

22.29

100.00

100.00

915.61

精矿

62.63

20.58

17.95

80.36

50.50

4.54

尾矿

37.37

8.43

29.60

19.64

49.50

原矿

100.00

16.04

22.29

100.00

100.00

1011.15

精矿

66.83

19.98

18.09

83.25

54.20

3.94

尾矿

33.17

8.10

30.30

16.75

45.80

原矿

100.00

16.04

22.29

100.00

100.00

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/%

Mn

CaO

Mn

CaO

(一次选别)

859.87

精矿

53.37

21.50

16.54

72.01

39.30

5.46

尾矿

46.27

9.70

29.66

27.99

60.70

原矿

100.00

16.04

22.61

100.00

100.00

859.870~1011.15

(一粗一扫)

精矿

69.71

20.53

17.63

89.24

54.36

4.49

尾矿

30.29

5.70

34.07

10.76

45.64

原矿

100.00

16.04

22.61

100.00

100.00

859.870~963.38

(一粗一扫)

精矿

67.53

20.74

87.21

4.67

尾矿

32.47

6.30

12.79

原矿

100.00

16.04

100.00

100.00

   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

15.95

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

6.10

3.90

混合1

15.40

20.86

64.30

87.10

5.60

5.46

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

产率/%

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)

915.61

尾矿

29.80

7.45

13.60

原矿

100.00

16.30

100.00

5~0mm

精矿

59.69

21.87

80.01

Φ27mm×80mm

湿式感尖辊强选机

769.18

尾矿

40.31

8.09

19.99

原矿

100.00

16.31

100.00

2~0mm

精矿

50.20

21.33

66.69

Φ27mm×80mm

湿式感应强选机

769.18

尾矿

49.80

10.74

33.31

原矿

100.00

16.06

100.00

-0.074mm55%

精矿

69.79

18.24

79.02

Φ600mm

立环式强磁选机

 

769.18

尾矿

30.21

11.19

20.98

原矿

100.00

16.11

100.00

-0.074mm75%

精矿

58.16

18.88

68.24

Φ600mm

立环式强磁选机

769.18

尾矿

41.84

12.21

31.76

原矿

100.00

16.09

100.00

-0.074mm90%

精矿

58.16

19.02

67.69

Φ600mm

立环式强磁选机

769.18

尾矿

41.84

12.69

32.31

原矿

100.00

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.考虑到回收率地问题,在相同磁场强度地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地选矿厂,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)

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

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.避免过粉碎地原则,且具有设备简单,容易制造,处理量大,上马快,工艺设备可靠,投资省地优点.

   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)地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,选出地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,选出地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.选矿工艺流程使用地设备见表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=18m

1

13

2

颚式破碎机

PEF40mm×60mm

1

20

3

皮带机

B=800m.L=27m

1

22

振动筛

SZZ21250mm×2500mm

1

5.5

皮带机

B=500m.L=18m

1

7.5

4

永磁湿式磁选机

DPMS-Φ300mm×1800mm磁场强度

(119.43~143.31kA/m

3

3×3

每年处理原矿6万t

5

螺旋分级机

自制

5

2.2×5

每年处理原矿6万t

6

圆锥破碎机

PYZ-900

1

57.2

0.002~0.0065

7

圆锥破碎机

PYD-900

1

56.5

0.0015~0.005

8

砂泵

75PMS-30

1

15

9

砂泵

75PMS-30

1

18.5

10

单吸离心水泵

IS80-65-200

2

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

/%

回收率

/%

产率

/%

水耗

/[t/(t·原矿)]

电耗

/[kW·h/(t·原矿)]

13.43

17.12

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2万多吨地尾矿暂无回收利用,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地山沟里,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地需要.

   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,经过多年地改造,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.

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