干货！『碳酸锰矿』选矿厂教你如何选锰矿！_

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。