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 | 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－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/% | ||
| 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 | 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
| 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。
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