锡矿山矿务局锑矿南选厂磨机衬板消耗项目球磨机Φ2100×2200球磨机 Φ2400×2400球磨机寿命月消耗  公斤/吨筒体衬板 端衬板 磨机口衬板4 4 40.23

每一克黄金从咱们看到的石块到咱们身上戴的首饰，都必不可少的阅历挖掘——破碎——磨矿——分选——冶炼——加工等工序，从选矿的视点来说第一道工艺就是破碎，破碎工段几乎是任何一个黄金选厂必备的预备工段。其主要意图是把大块的矿石加工到咱们抱负的粒度后进行磨矿。早些年，咱们并没有对破碎有过多的要求，但近年来跟着对破碎磨矿做功耗费的深入研究来看，咱们更发起在破碎上多做文章，也就是咱们常说的“多碎少磨”。 从教课书上说，咱们的破碎工艺也有七八种之多，但一般咱们从操作和安置的方便性上来考虑，一般也只会用到两段一闭路和三段一闭路工艺，破碎工艺的挑选是依据处理量、矿石硬度和破碎比决议的;而破碎设备的品种上也是形形，但咱们一般最遍及运用的，也就是颚式破碎机和圆锥破碎机;当然，从结构、从动体系、控制体系来看，颚式破碎机和圆锥破碎机又细分了许多品种，咱们就不逐个细说了，那么合作破碎机完结闭路的设备就是振荡筛了，破碎工段运用的振荡筛一般以圆振筛为主。颚式破碎机作为破碎段的第一台主体设备，与之衔接的是给矿机，早年一般以板式给矿机为主，近些年来咱们遍及运用振荡给矿机，实践证明，振荡给矿机功耗低、运送才干强，毛病率少、易于检修，彻底能满意各种规划黄金选厂的需求，在挑选颚式破碎机时咱们会考虑两个要素，一是最大给矿粒度，二是矿石硬度，关于中等偏软的矿石，给料至破碎机口便可逐步完结破碎，关于硬度较高的矿石，便要在颚板的中部才干完结破碎，这样就需求破碎机的开口更大一些，而每一个类型的破碎机都会给出一个极限给矿粒度，其实这个极限粒度并非最安稳的作业状况，关于中软矿石，咱们选用揉捏式给料，即使有少数逾越极限的大块矿，对破碎机的作业也是没有影响的，相反，假如是高硬度矿石，最好以连续给料为主，防止呈现卡死等毛病。颚式破碎机一旦呈现卡死，应先关停给矿机和破碎机，然后加大排矿空隙，进行点动操作，大多数情况下这样做是能处理毛病的。除了最大给矿粒度，破碎机还有一个重要参数是排矿空隙，但是有一点需求阐明的是排矿空隙不等于最大排矿粒度，而颚式破碎机的的最大排矿粒度一般是排矿空隙的1.5—1.8倍，每个类型的破碎机都有排矿空隙的最小值，因为有限位设备，所以这个最小值是无法逾越的，需求阐明的是这个最小值是在矿石性质、给矿条件最完美的状况下才干完结安稳运转，并且大幅度献身了处理才干，因而为了确保流程的安稳性，咱们会挑选1.5—2倍最小空隙去完结第一阶段的破碎。完结了粗破，矿石直接或经过筛分进入中破或细破，中细破碎选用圆锥破碎机，其间中破选用标准圆锥破碎机，细破选用短头圆锥破碎机，铁器对圆锥破碎机是有致命损伤的，所以矿石进入圆锥之前一定要完结除铁的作业，一般咱们会在皮带机的上部加除铁器，其实也就是一块大磁铁，把铁丝、铁钉、焊头号杂物预先扫除。关于圆锥破碎机来说，有必要选用揉捏式给料，连续的空车运转对设备的损伤十分大，所以专业的圆锥破碎机供应商在产品出厂的时分都自带一个小型的缓冲仓，大约能满意5分钟左右的运转，而咱们从中细碎料仓出来的物料能够经过皮带给料机或小型的振荡给料机把矿石给入这个缓冲仓，假如咱们做衔接溜槽的话，能够撤除这个缓冲仓，让物料直接在溜槽里堆积。相同，圆锥破碎机也会给出最大给矿粒度的参数，这个参数是一个强制性参数，千万不要企图逾越，一旦呈现因为物料过大形成的卡死，关于圆锥破碎机来说，处理起来十分费事，首先要彻底清空缓冲仓的物料，然后加大排矿空隙进行点动，当然一般这是不见效的，那就把给料口拆掉渐渐整理吧……不过，需求阐明的是，因为合作了振荡筛形成了闭路破碎，圆锥破碎机的排矿空隙并非越大，处理才干就越大，不同的空隙决议了不同的合格产品率，也就决议了不同的回来率，空隙过大，破碎机的实践处理量增大，空隙过小，破碎的速度下降，这在出产中都是有害的，所以咱们在调试中应该找到最佳的空隙，让出产更为流通。跟着椎体的磨损，空隙会随之增大，咱们也需求随时调查物料改变，进行调整。别的，圆锥破碎机的最大排矿粒度会到达排矿空隙的2-3倍，所以在调理的时分能够依据排矿的粒度判别空隙的巨细，而不要盲意图调整。 筛分作为破碎产品的查看作业，也应该算是破碎工段的主体设备，一般来说，小型矿山咱们挑选单层筛，中大型矿山咱们挑选双层筛，但双层筛的意图不是为了分级三产品，而是为了筛分功率更高。筛孔绝大多数会挑选长条形筛孔，长度大约是宽度的1.5—1.8倍，至于筛网的材料也是仁者见仁智者见智，取决于用户的运用习气，但能够必定的是聚酯(橡胶)筛网的运用寿命更长一些，筛分功率低一些，钢丝筛网易坏，但筛分功率高，也更易于保护。筛分设备是一个长期高速运转的设备，其加工工艺是设备安稳性的要害保证。因为破碎作业的环境相对恶劣，国家规定破碎工段的单班时刻不允许超越6小时，所以在核算设备选型的进程中咱们一般依照两班6小时或许三班5小时来核定设备的作业时刻，别的，破碎体系建造周期长，占地面积大，改造地步小，设备出资占总出资的份额低，关于有扩建方案的选厂来说，会一次性把破碎体系做到最终目标。 本世纪初，黄金市场一路走高，不少黄金厂商在破碎体系的扩建改造进程中都喜爱选用进口设备，但跟着金价逐步趋于平稳，越来越多的厂商更情愿理性消费，国内出产破碎机的供应商许多，传统出产基地有上海、沈阳，现在在技能上最能代表国内水平的应该是南昌矿机的破碎机，结合优化了多种国外设备的技能，但不失自己的规划理念，真实做到了功能、质量、报价共存。筛分设备尽管结构简略，但加工工艺杂乱，焊接和衔接工艺都要到达很高的水平才干确保质量，国内除了老牌的鞍山、新乡等加工基地外，近年来锋芒毕露的唐山陆凯，现已到达了国际先进水平。 看到筛下指甲盖巨细的物料随皮带运输机进入粉矿仓，咱们以为破碎阶段的作业就现已完结了。

一、方位     坐落海南岛西部昌河县，离昌化港2.5公里，有公路直达海口，间隔269公里，产品经过昌化港经水路可到海口，广州，湛江等地，直至湖南，广西等地。     二、矿石特性     属中低温裂隙充填矿床，矿石类型为铅锌石英脉型。金属矿藏以方铅石，闪锌矿为主，并含有少数Au、Ag，Cd等贵金属。脉石以石英，长石，重晶石等为主，矿石中Pb档次3%～5%，Zn含量4%～6%。方铅矿与闪锌矿亲近共生，呈不规则粒块状或粒块状集合体，并与黄铜矿，黄铁矿共生分布于石英脉中。矿体上部氧化程度较高，下部较低，铅的氧化率一般为12%，锌的氧化率一般在30%左右。矿石密度3.1吨/米3，松懈密度2.1吨/米3；硬度f=9。     三、厂史      1958年前个别挖掘，其时土法选矿，所得产品含Pb30%～38%，含Zn30%～35%，外销至湖南水口山等地，1963年海南有色处接收，并请广东有色研究院实验，1965年2月，广东省冶金规划院规划45吨/日采选矿山，同年10月选厂投产。     四、出产概略     该矿从1958年开矿至今，已有29年前史，剩下效劳年限只要4年左右。现往深部延深，但原矿档次显着下降，正采纳多种措施以进步原矿档次。选厂碎矿流程系两段一闭路，操控粒度－20毫米，磨矿为一段闭路，细度－200目60%，磨矿产品选浮铅，再从选铅后的尾矿中选锌，精矿沉积晾干。为了消除尾矿水对渔业的损害，先厂自投产开端一向运用Na2SO3作为闪锌矿的抑制剂，从未运用过。九年已回收本钱。     五、工艺流程     工艺流程详见图1。图1  昌化铅锌矿选矿出产流程     六、出产目标：见表1。 表1  首要出产目标项目单位规划1965年1970年1975年123456处理矿量吨/日45135171吨/年364831319039原矿档次，%Pb6.04.43.18Zn7.05.35.16精矿档次，%Pb56.0651.1654.22Zn59.2154.5359.68精矿含量，吨/年Pb22.28596.821246.35Zn31.35661.541447.09回收率，%Pb828387.26Zn8682.583.66 续表1项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量72.718807原矿档次%Pb 2.423.0Zn 3.845.14精矿档次%Pb 48.0555.44Zn 58.559.95精矿含量吨/年Pb  820.23Zn  1020.5回收率%Pb  86.0380.50Zn  81.86    七、耗费目标：     见表2至表6。 表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1971年1975年1234黄药克/吨890苏打″12408402号油″7401240 200CuSO4″23001160ZnSO4″2.51910钢球公斤/吨2.07水米3/吨电耗：全厂度/吨4839其间：磨浮″本钱：全厂元/吨·原矿选矿车间″全员劳动出产率吨/人·月2639工人劳动出产率″     注：选厂出产工人以40人计。 续表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年5678910药剂：黄药克/吨170230200250350苏打3503905904905502号油160170170140190CuSO4500620580580620ZuSO4240300440500380钢球公斤/吨1.851.931.762.022.04水米3/吨劳动出产率吨/人·月3931363336全厂出产工人″表3  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿固定颚板铸钢1/3400×250动颚板铸钢12/30200×370老虎口 表4  钢球、钢棒耗费项目球磨机料质寿数（月）端衬板铸钢12磨机口衬板铸钢6 表5  钢球、钢棒耗费项目产品（－200目%）耗费量（公斤/吨）原料球磨60%1.7锰钢 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数项目原料寿数（月）设备规格筛板上层钢板3900×1800基层钢板1900×1800砂泵叶轮7/302（1″/2）泵壳1/32（1″/2）浮选机叶轮6（1/2）3A盖板6（1/2）3A     八、首要设备才能：见表7。 表7  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度排口宽度（毫米）矿石松懈密度粗碎400×250颚式破碎机1100－35中碎200×370鄂式破碎机10－18细碎二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ1.2×1.2格子型21.50－20毫米－200目60%二段球磨机三、浮选米3/吨·日作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨·日浮选机3A240.175     九、选矿本钱：见表8。     十、三废管理     因为该厂一向运用Na2SO3作闪锌矿的抑制剂，所以尾矿水有害成份较少，对昌化渔港不形成污染，尾矿坝距选厂300米，尾矿坝工程分四期建造，现榜首、二、三期工程业已装满，新建的第四期尾矿坝，库容为9万米3，运用期为5年，年尾矿排放量大约为2万吨。     十一、出资作用     从开矿到现在采选厂商总出资为250.6万元，全矿现有员工216人，其间工人156人，选厂员工44人。国家正式出资54.64万元，20多年来，完成总赢利896.7万元，厂商出资还本年限9年，收益率为387.87元/100元。 表8  选矿出产本钱（1985年度）序号项目单耗单价元/公斤金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨·矿1.041.46钢球1.40.74衬板0.40捕收剂乙基黄药0.162.50.44丁基黄药0.133.380.84起泡剂   2#油0.253.361.43活化剂   CuSO40.592.420.23调整剂   苏打0.500.460.25抑制剂   ZnSO40.300.83Na2SO40.631.220.77滤布润滑油 0.081.750114黄油0.0132.30.032电  度/吨米3/吨  46.90.11元/度5.563出产工人薪酬2.174出产工人附加薪酬0.225固定资产折旧6大修基金7车间经费和其它3.96选矿单位本钱18.64精矿单位本钱Pb  1453.44 Zn  670.84

一、方位：坐落云南省西南边境思茅区域的澜沧拉祜族自治县境内，距中缅边界约110公里，矿区有公路与外界相通，经景洪、思芽有公路直达昆明市。     二、矿石特性：选厂现在处理的矿石为砂矿，是矿区上平坝和下平坝两个矿段的残积。堆积和洪积的地表矿石，风化严峻，氧化激烈。有用矿藏首要为白铅矿、异极矿和少数的方铅矿、铅钒等；脉石首要是氢氧化铁，其次为氢氧化锰、方解石、粘土以及石英、云母等。铅除了呈铅矿藏存在以外，尚有很多的铅赋存于锰结核、氢氧化铁及粘土矿藏中。铅矿藏的单体产出粒度和嵌布粒度极不均匀，介于7.5～0.018毫米之间，此外还有很多的（约占25～30%）铅呈离子状况存在。矿石中的锌矿藏首要为异极矿，其次为矽锌矿，有微量的菱锌矿，并有一部分呈非矿藏状况吸附于氢氧化铁、锰结核等碎屑物中，给选矿带来很大的困难，影响选矿目标的进步。矿石特性总起来是氧化激烈、含泥多、含铁高、金属涣散，铅矿藏被氢氧化铁包裹、浸染，属难选氧化矿，选矿出产中药剂用量大。矿石松懈密度1.46吨/米3，密度3.41吨/米3。矿石中铅含量8.52%，锌4.68%，银含量是79.03克/吨。     1985年新探明的地下原生氧化矿、原生硫化矿和原生混合矿是由碳酸盐类矿石和火山岩类矿石组成。碳酸盐类矿石首要是白铅矿、铅铁钒及其它难溶性矿藏，锌矿藏首要为异极矿，锌水矿、闪锌矿等，其间闪锌矿仅占24%左右。脉石首要是方解石、绢云母等。火山岩类矿石的矿藏组成首要是黄铁矿、方铅石、闪锌矿等，还有硫酸铅、铅铁钒、白铅矿等，脉石首要是石英、方解石等。碳酸盐类矿石中铅含量4.37%，锌含量是4.34%，银含量75克/吨。火山岩类矿石中铅含量是5.36%，锌含量是4.42%，银含量134.2%克/吨，矿石中还伴生有稀贵金属、详见表1。 表1  稀贵金属含量元素GaInCdAuTi含量%0.0020.00290.0190.13（克/吨）0.0003～0.0047金属量吨94.633137.219899.0240.508    三、厂史：为处理老厂区域古人炼银今后的炉查，相继建成了澜沧冶炼厂。炉渣含铅一般达40%～50%，最高到达70%；还有一部分含铅档次16%以上的砂矿，澜沧铅矿老厂选厂从1956年开发始，昆明冶金研究所做了八次可选性实验，先后阅历了近20年的时刻、昆明有色冶金规划研究院于1976年规划结束，1980年建成，1982年下半年正式投入出产。规划：500吨/日（均匀）。     四、出产概略：据地质部分供应的资料，截止1974年3月31日止，老厂区域砂矿的储量为2113198吨，铅的均匀档次7.62%，铅金属量16万吨，选矿厂设主效劳年限为8.5年，至1985年末，尚有储量150万吨，还可处理6.5年。新探明的地下脉矿储量约450万吨左右，含铅3.94%，含锌3.53%，铅金属量17万7千吨左右，锌金属量15万9千吨左右，含银均匀档次114.68克/吨，银金属量约510吨左右。仅这部分新探明的脉矿储量，就可供现有的选厂处理约20年。原规划用两台250×400毫米颚式破碎机破碎。为了尽量削减废石量，依据尾矿档次要求，原矿筛的筛孔尺度从本来的13毫米改为20毫米。原矿筛原是两台900×1800毫米的自定中心振筛，经运用，事端较多，直接影响出产，为此，用两台φ600毫米的圆筒筛替代，出产运用作用很好。筛下产品进入φ1200毫米单螺旋分级机，其溢流原规划是通过一台φ1500毫米圆盘转筛，以隔除木屑和草渣；因为面积太小，试车时被冲坏，后改用一台φ700毫米，长3000毫米并带有击打设备的圆筒除渣筛替代，安稳了出产。取消了一段磨前的振荡给矿机，用闸口操控和梭槽替代，使出产得以安稳进行。原规划浮选精矿和摇床精矿别离处理，工人劳动强度大，现改为兼并处理，一起入浓缩机，过滤、枯燥脱水。出产流程详见图1。选厂规划时的精矿档次Pb：38.25%，收回率55%，选厂依据厂区采选冶的特色，铅精矿档次降到32%～33%，削减了金属丢失，收回率也相应进步，规划选用的浓缩过滤设备满意不了出产的需求，现在用参加强电解质和加温过滤法处理，将来选用压滤机从根本上处理这一对立。氧化矿中除铅之外，还伴生有Zn、Ag、Ga、Cd等多种有价金属，因为本钱高，现在没有收回，待处理坑内硫化矿时再作考虑。现在铅精矿档次33%，悉数供应澜沧铅矿冶炼厂。图1  澜沧矿选铅矿厂出产流程     五、工艺流程：流程图1。     六、出产目标：参见表2。 表2  首要出产目标项目单位规划1982年1983年1984年1985年1986年1987年处理 矿量吨/日750385.26520.91632.37683.80万吨/年24.756.7035511.043217.010616.2403原矿档次%6.846.907.487.938.02精矿档次%38.2530.7133.0131.7432.46精矿含量万吨/年0.93100.2250.43920.74490.7226收回率%5548.1253.1955.4555.46    七、耗费目标：见表3至表6。 表3  磨机衬板耗费项目球磨机原料寿数（年）耗费（公斤/吨）磨机规格1500×3000格子型简体衬板ZGmn1310.183提高板ZGmn1310.043端衬板ZGmn1310.041磨机口衬板ZGmn1310.005 表4  钢球耗费产品－200目 %磨矿介质尺度 （毫米）装载负荷充填率 （%）耗费量 （公斤/吨）原料球磨48.46100、60480.38锰钢再磨83.6280、6041.20.32锰钢     筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数：     40米2折带过滤机涤纶滤布寿数仅一个月。     5A、6A浮选机橡胶叶轮寿数10啊月。 表5  出产用水实践总耗水量8625吨/日回水运用率37.93%新水量535吨/日每吨原砂耗费新水量7.83米3/吨     电耗为：36.38度/吨。 表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1982年1983年1984年1985年药剂：丁黄药克/吨5205315318401132805丁胺黑药″3061111451901371112#油″248232389″480043274377573050064438水玻璃″1000639820990723639钢球公斤/吨1.00.6140.9020.6800.6350.614水米3/吨16.17.838.828.059.327.83电耗：全厂瓩时/吨34.436.0752.8445.6137.1636.07选矿车间本钱元/吨原矿20.13625.6333.3927.7426.1825.63劳动出产率吨/人·月102204.287.95117.64204.28     八、首要设备才能：见表7。 表7  首要设备才能项目称号及规格台最大处理量磨矿·分级吨/台·时给矿矿粒磨矿细度一段φ1500×3000格子型球磨FLG1500单螺旋分级机2 232.34最大20毫米－200目占55～60%二段φ1500×3000格子型球磨φ500旋流器（备用2台）2 431.25 46.88－200目占85～90%浮选（重选）米3/吨·日作业浓度，%给矿粒度浮选（精、粗、扫）粗选  6A浮选1618.8319～25－200目占85.84%精选5A浮选机369.99～12扫选  6A浮选机2820.9015～19重选云锡摇床407.87吨/日脱水吨/米2·日给矿浓度%排矿浓度滤并水分%精矿密度吨/米3浓缩φ8米稠密机20.18410～1240～454.34过滤吨/米2·时40米2折带式过滤机20.0540～4528～30枯燥公斤/米3·时给料水分，%排料水分，%φ2.2×14米圆筒枯燥机114.930～32%19.0    九、选矿本钱：见表8。 表8  选矿出产本钱序号项目单耗（克/吨）单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料钢球8001.150.92药剂：丁黄药7803.452.69丁黑药2005.301.06#2油202.660.05348000.783.7442水玻璃9000.37煤0.03吨/吨·原矿16.00元/吨0.48电39度/吨0.09元/度3.513出产工人薪酬1.714出产工人附加薪酬0.155固定财物折旧3.906大修基金1.957车间经费12.00选矿单位本钱25.63精矿单位本钱748.43     十、设备负荷率：见表9。 表9  首要车间设备的负荷率、工作率车间称号归纳出产才能负荷率%工作率%磨浮车间683.8吨/日91.17磨矿机0.697吨/米3·时（按重生－200目核算）90.2660.0浮选机粗选  34.34米3/吨·日91.17三、脱水车间93.73（精矿）吨/日过滤机1.172吨/米2·日107.26100枯燥机93.73吨/日80.01100     十一、三废管理：尾矿悉数排至距选厂西南约1公里的棉絮铺尾矿库堆存，尾矿库容288.7万米3，除包容处理地表砂铅矿所需的库容外，还有116万米3的殷实库容。尾矿库座落于老厂喀斯特地势比较发育的石灰岩上，孔隙岩洞较多，库内渗漏严峻，与厂房高差相差180余米，规划上未考虑回水运用。因尾矿库为四周较高的关闭地势，规划上曾作过库区地表经济的排洪道，此工程，在尾矿库财物运用不久，发作缝隙，构筑物被损坏，失去了作用，旱季时的排洪，就由天然呈现的缝隙中渗漏出去。     尾矿靠自流运送，通过约150米的明沟，进入平流地沉积，清水用85h－g的水泵2台（其间备用一台），回来选厂主厂房运用。平流池沉积后的泥砂与总尾矿兼并通过约700米的明沟，自流入尾矿库。     棉絮铺尾矿库的方位比流经澜沧县城邻近的东卡河高，尾矿库中的水会渗漏到东卡河，而东卡河是本矿员工日子用水取水处，为处理水的净化问题，厂内采取了三项办法，作用怎么，有待调查。     十二、出资作用     （一）按原规划，采选厂建造总出资1641万元，实践出资为1867.75万元，为规划出资的113.8%，单位出资为109元/吨。     （二）选矿部分出资145万元，单位出资为85元/吨。     （三）固定财物总值1233.5万元。至1985年，尚有固定财物净值970.5万无。     （四）选矿厂首要效益指益：见表10。厂商出资返本年限（年）：5年厂商出资收益率：（元/100元 ）：19.98全员劳动出产率（吨/人·日）前史是好 ：1983年工人劳动出产率：（吨/人·日）前史最好：6.8    83年：2.65每吨原始安装工率：（瓩/吨）4.999员工总人数：229人其间工人：134人技术人员：16人效劳及其它：79人     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表11。 表11  原矿藏相及化学分析项目元素铅散布率，（%）物相白铅矿56.36铅矾3.67方铅矿3.40砷铅矿6.82铅铁钒24.38锰结块中铅5.37氧化率  96%以上原 矿 多 元 素 分 析元素含量%Cr0.12Pb8.52TiO20.57Zn4.68Ni0.0041Fe30.38Au0.17克/吨CaO1.64Ga10克/吨SiO212.87Ge1.3克/吨Mn0.56Gd86克/吨S0.12Ag76.03克/吨Al2O36.34As0.40Sb0.034In0.006Bi0.11    （二）产品质量规划：见表12。 表12  产品质量规划时刻精矿档次%收回率%PbZnSPbZnS1984年31.7455.451987年32551990年39.0424264.77474     （三）矿藏组成及粒度分析：原矿中白铅矿2.4%，异极矿3%，氢氧化铁59.4%，粘土矿藏12.27%，锰结核9.9%，方解石9.3%，石英1.7%，炉渣物1.1%，云母0.56%，炭焦物0.27%，磷氯铅矿，方铅矿、闪锌矿、铅黄，菱锌矿，硅锌矿，铅矾及少数不知道矿藏。原、精、尾矿粒度分析见表13。 表13  粒度分析粒级（毫米）分量（%）粒级（毫米）分量（%）粒级（毫米）分量（%）原矿＋251.092～16.750.037～0.0188.0925～131.53～0.510.520.018～0.0138.1513～54.780.5～0.213.680.013～0.0095.485～32.780.2～0.07415.070.009～0.0052.923～24.880.074～0.0379.540.005～04.74精矿粒  级，（毫米）重  量%＋143.974～3746.5537～1915.00－1934.54尾矿＋5.3674～3746.4337～1923.2－1925.0     （四）磨矿分级产品筛析：见表14。 表14  磨矿分级产品筛析网目通过量累积百分数球磨一段给矿 （%）球磨排矿一段球磨排矿二段分级机底流分级机溢流15（毫米）4.278（毫米）11.110.563（毫米）29.911.233.7942051.112.827.820.144073.3315.080.3731.113.608090.4244.3110.6869.6622.7510092.9850.3217.6677.7228.4115097.861.1833.0983.6940.6420098.7969.4655.9988.0451.5532099.6375.7866.6790.5460.53浓度%79.0575.9784.1682.6668.12     （五）料仓储量：制品仓贮存180小时，有用容积350米3，选用半地下结构。

一、位置：位于四川省凉山州会东县城南东，行程67公里，距成昆铁路的永郎站为214公里，各种物资由此集散。     二、矿石特性：会东大梁子铅锌矿为以锌为主的多金属矿床，以硫化矿和混合矿为主，矿石中除铅、锌外，尚有镉、银、锗等多种金属。原矿含铅0.299%；锌6.99%；银47.14克/吨。矿石共分四种类型：细脉浸染状、角砾状、致密块状、黑色破碎带。矿石整体以细脉浸染状为主，约占50%以上；锌品位较低，角砾状和致密块状矿石含锌极高，有的高达40%以上，但所占比例不大；黑色破碎带矿石主要由黑色泥质白云岩及软泥组成，锌含量变化较大，最小者小于1%，最大者在于20%，一般为5%～20%。闪锌矿嵌布粒度主要呈不规则块状，最大块为20×25×40毫米，呈粒状产出的粒度为1.6～0.21毫米，不论粒状或块状，其中均嵌布其它矿物。方铅矿主要呈粒状嵌布在闪锌矿中，以闪锌矿为基质，方铅矿聚集嵌布其中，其他则与闪锌矿、黄铁矿、方解石结合一起组成块状产出或在石英中分散成粒状嵌布，一般粒度为0.082～0.35毫米，最大为1.32毫米。矿石中含锌较高，硫化矿铅锌比为1∶20，氧化矿为1∶7。矿石密度2.85吨/米3，松散密度1.77吨/米3，安息角为35°左右，摩擦角30左右，可磨性系数为1.22（标准矿石为云南易门铜矿矿石）。     三、厂史:选矿厂由昆明有色冶金设计院设计，1969后开建设，1975年9月建成，1976年正式投产。选厂设计规模为250吨/日，实际可达300吨/日。      四、生产概况：1979年至1983年四川冶金地质勘探公司603队对大梁子铅锌矿进行了补勘，勘查结果锌升为大型矿床；银升为特大型矿床，矿床资源见表1。 表1  矿石量及金属品位矿石量（万吨）品位  %PbZnAg克/吨CdGeGaS1718.60.712.254320.1430.001250.001125.65     上表为1985年保有的储量，按目前规模计算服务年限可百年以上，因此，会东铅锌矿具有建成大矿的条件。     破碎采用二段一闭路流程，原矿最大给矿粒度为350毫米，最终产品粒度小于25毫米。磨矿为一段闭路磨矿，磨矿细度为－200目占70%左右。浮选为优先浮选流程，先铅后锌，铅系统是一粗、二扫、五精，铅精矿含铅61.84%，含锌6.8%，回收率为52%。锌系统是一粗、二扫、三精，锌精矿含锌56.66%，含铅1.15%，二氧化硅4.52%，锌回收率83.37%。铅锌精矿的脱水均由浓缩、过滤两段作业完成，最终精矿产品含水10%左右。原矿中铅锌比值相差较大，当原矿中含铅小于0.5%时，对锌精矿质量并无影响，而当铅小于1.5%时，影响较大，可停止选铅而只选锌，流程上具有较大灵活性。生产的锌精矿由本矿冶炼厂冶炼。     原尾矿库只能存2～3年，现已不能适应生产要求，拟新建一个库容为230万米3的尾矿库，予计投资290万元，1988年建成。     五、生产指标：见表2。 表2  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1234处理矿量吨/日250万吨/年8.257.32（78年）原矿品位（%）Zn7.5～1216.61（81年）Pb0.230.97（80年）Ag(克/吨)47.14Cu0.11SiO234.59锌精矿品位（%）Zn50～5558.99（81年）Pb1.42～1.830.43（81年）S25～28SiO22.424.05（81年）锌精矿含量 （万吨/年）Zn0.575～0.94050.7926（79年）Pb0.0208（79年）SiO20.0637（79年）回收率（%）Zn93～9592.63（79年） 续表2  主要生产指标项目1980年1985年1986年1987年15678处理矿量2142346088344019原矿品位（%）107611.130.970.46锌精矿品位（%）57.7956.641.081.334.114.35锌精矿含量（%）0.50050.43030.00940.01010.03560.0331回收率（%）76.3981.15    六、消耗指标：见表3至表9。 表3  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1234黄药克/吨137（77年）乙基黄药克/吨50（77年）丁基黄药克/吨25087（77年）25#黑药克/吨24（83年）2号油克/吨4（80年）碳酸钠克/吨5001297（84年）硫酸铜克/吨300580（77年）硅酸钠克/吨450硫酸锌克/吨133（84年）硫代硫酸钠克/吨52（84年）钢球公斤/吨10.64（81年）水米3/吨44.5电耗：全厂度/吨40.416.99（77年）其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿选矿车间元/吨·原矿11.610.76（77年）全员劳动生产率吨/人·年948.3530.64（78年）工人劳动生产率吨/人·年1145.8671.32（78年） 续表3  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年5678910药剂：黄药克/吨350440870603504630乙基黄药克/吨170240360340243310丁基黄药克/吨18020051026326132025#黑药克/吨5570402441502号油克/吨405060546570碳酸钠克/吨234027803120236612971540硫酸铜克/吨9005001250104010201230硅酸钠克/吨1000000硫酸锌克/吨510530230174133280硫代硫酸钠克/吨360450160179520钢球公斤/吨0.860.640.670.840.961.02水米3/吨4.044.044.044.044.044.04电耗：全厂 其中：磨浮度/吨44.9641.0740.2964.6527.3633.76成本：全厂选矿车间元/吨·原矿22.6721.5523.3419.3223.0520.71全员劳动生产率吨/人·年441.18301.21268.88226.81321.19318.98工人劳动生产率吨/人·年553.50381.35340.42237.16406.64403.84 表4  破碎机衬板消耗项目衬板寿命（月）消耗量  公斤/吨矿破碎机规格固定鄂板ZGMn13120.003PEE400×600动 颚 板ZGMn13120.003复摆颚式破碎机动锥衬板ΓB－∧120.004PYB－900轧  臼ΓB－∧120.004标准圆锥 表5  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（年）消耗公斤/吨磨机规格MQG1500×3000湿式格子型球磨机筒体衬板ZGMn130.670.055提升板ZGMn130.670.002端衬板ZGMn130.50.001磨机口衬板ZGMn1320.002 表6  钢球、钢棒消耗产品－200目%固体（%）磨矿介质尺寸装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质棒磨球磨再磨70±7060～12086.191锰钢 表7  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛板普通钢10.01SZZ900×1800自定中心振动筛滤布乙睛纶60.022米/吨精矿PG18－（1.8/4）圆盘真空过滤机砂泵2PN叶轮白口铁10.003泵壳白口铁10.008浮选机叶轮铸铁衬胶120.015（0.004）XJK1.1（0.35）盖板铸铁衬胶120.017（0.007）XJK1.1（0.35） 表8  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输和筛分3.93磨矿、分级（包括再磨）8.04选别8.11脱水2.40其它（照明、水泵、机修）10.88总计33.36 表9  生产用水实际总耗水量1010吨/日回水利用率0%新水量1010吨/日每吨原砂消耗新水量4.04米3/吨     注：表内总计电力消耗按选厂1976年－1985年平均值计     七、主要设备能力见表10。 表10  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度 （毫米）排口宽度 （毫米）矿石松散密度（吨/米3）粗碎PEE400×600复摆颚式破碎机1228050中碎细碎PYB－900标准圆锥123.52513二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段MQG1500×3000湿式格230－25－200目占28.06%子型球磨机三、浮选米3/吨·日作业浓度给矿粒度浮选（粗、精、扫）%锌系统－200目占70%±粗选（XJK－1.1）80.222精选（XJK－0.35）200.318扫选（XJK－1.1）80.1819四、脱水吨/米2·日给矿浓度（%）排矿浓度滤并浓度（%）精矿密度 吨/米3浓缩TNZ－12中心传动式10.5533%55%±3.23TNZ－3.6中心传动式1PG18－（18/4）盘式真空10.2955%10%3.23TZG－5米2圆筒真空过滤机2    八、选矿成本：表11。 表11  选厂生产成本项目单耗单价  元/公斤金额（元/吨）补助材料公斤/吨·矿钢球15.924浮选药剂5.40233.93电0.0318.12生产工人工资3.82215.5提取职工福利基金1.44大修基金车间经费55.14选矿单位成本130.054精矿单位成本318.504     注：表内数据为1985年指标，表内其它指标进入车间经费。     九、主要设备负荷率：见表12。 表12  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间250吨/日粗碎机250吨/日81.1733.33细碎机231.95吨/日70.533.33二、磨浮车间250吨/日磨矿机0.31吨/米3·时（按新生－200目计算）80.8766.33浮选机0.2米3/吨·日80.8766.33三、脱水车间62（精矿）米3/吨过滤机3.44吨·米2·吨50干燥机吨/日    注：1、车间综合生产能力指可能达到的最大生产能力。         2、设备综合生产能力指同类型设备的总能力。     十、投资效果：会东铅锌矿包括采、选、冶。整个企业投资为3653.3元；截至1985年低，选厂总投资为181.26万元，单位投资为21.94元/吨·年；选矿固定资产总值178.2万元，净值为107.68万元。     选矿厂主要效益指标见表13。 表13  选矿厂主要效益指标企业投资返本年限（年）1年（1969年－1975年建成1976年返本）。企业投资收益率（元/100元）、150（76～85年平均指标）。全员劳动生产率（吨/人·日）历史最好：1.96，83年：1.12工人劳动生产率（吨/人·日）历史最好：2.48  83年：1.42每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.51职工总人数：新定员：157            实际人员：138其中工人：128                                109技术人员：10（包括管理人员）                   5服务及其他：19                                24综合利用：       镉        银           镓        锗半生金属含量：0.6765%，  243克/吨     0.0028%   0.00665%已回收金属： 599.98吨    21.551吨     2.483吨   5.898吨     注：1、企业投资返本年限及企业投资效益率指选厂部分；         2、职工总人数指选矿厂部分；         3、伴生金属含量来源于表4，已回收金属按投产至85年锌精矿实物量计算。     十一、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表14。项目相别原矿精矿尾矿含量%分布%含量%分布%含量%分布%锌 物 相ZnS5.92382.4554.4695.730.26337.84ZnCO30.6519.060.6441.130.33448.06ZnSiO30.5197.221.2172.130.0507.2其它锌0.0911.270.5761.010.0486.90全Zn7.18410056.901000.695100氧化率：11.32%（83－85年实际生产年平均值）多 元 素 分 析Zn%12.659.351.89Pb%0.530.620.405Cl%0.14650.67650.02Ga%0.001150.00280.000125Ge%0.001750.006650.00041In%0.000250.000630.000055Ag（克/吨）53.25243.0010.00S%6.0428.270.43Cu%0.0210.1330.02注：资料来于603队1981年在选厂取样分析     （二）产品质量规划：见表15。 表15  产品质量规划时间锌精矿品位  %回收率  %ZnPbSiO2ZnPb1984年末57.341.044.1688.0656.441987年末571.5＜4.587.4449.851990年末571＜494.0641.79     （三）原矿粒度分析：见表16。 表16  粒度分析 项目 产品粒度 （毫米）品位%分布率%ZnPbZnPb原矿13～94.250.1812.8514.399～65.740.2313.6214.476～66.210.1718.8313.743～27.470.2915.3615.812～19.160.3117.3615.541～0.510.310.446.797.550.5～0.213.670.476.235.610.2～0.07413.670.514.234.11－0.0746.980.514.618.78合计6.910.26100100精矿粒度 （微米）分布率 （%）品位（%）分布率（%）ZnPbZnPb＋749.0557.390.219.101.3474～3757.9258.871.3059.7453.2237～1919.0156.472.0518.8127.5419～106.7955.442.106.5710.08－197.2345.511.535.767.82合计10057.081.42100100尾矿粒度 （微米）分布率 （%）品位（%）分布率（%）ZnPbZnPb＋7416.430.700.02715.377.8774～3735.940.790.09338.1559.6337～1917.980.610.05214.3716.6819～109.810.600.0647.9111.20－1019.930.890.1323.844.62合计1000.740.056100100     （四）磨矿分级产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒度（毫米）通过量累积百分数球磨给矿球磨排矿分级机底流分级机溢流＋1840.271.972.50－18＋1211.272.172.77－12＋105.751.021.38－10＋84.720.781.07－8＋66.980.871.33－6＋46.751.181.86－4＋24.171.281.60－2＋15.174.256.000.05－1＋0.34.1319.9228.430.08－0.3＋0.0764.2238.5044.8226.35－0.0766.5728.068.2473.52浓度%958083.3328－34     （五）螺旋分级机筛析：见表18。     （六）料仓贮量：见表19。 表18  螺旋分级机筛析粒级（网目）重量百分数%给矿溢流底流＋4833.440.1346.94－48～＋6538.5026.3544.82－65～＋100－100～＋150－150～＋200－200～＋35028.0673.528.24－350浓度（%）803483.33 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3、吨）料仓结构特点粗碎受矿仓0－35012125t高架式中间矿仓－－－半地下、高架式粉矿仓0－2532500高架式成品仓2470半地下

一、位置：位于四川省会理县力溪区的川滇公路上，北距会理县城45公里，西距金江火车站85公里，矿区海拔高1800米以上，平均气温15℃。     二、矿石特性：矿体产于基性、超基性岩体中，为岩浆熔离型硫化铜镍矿床。主要金属矿物有：镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、及少量的黄铁矿。脉石矿物有：橄榄石、辉石、斜长石、黑云母、磷灰石、棕色角闪石、石榴石、蛇蚊石等。金属硫化物以磁黄铁矿为主，镍黄铁矿和黄铜矿均与其紧密共生。硫化物嵌布于硅酸盐矿物晶粒间及裂缝中。大部分硫化物粒度较大，可达3～4毫米，一般为0.18毫米左右。而在浸染矿石中，硫化物呈星点状，一般为0.01～0.005毫米。镍呈硅酸镍状态的占8～10%，这部分镍是橄榄岩中镍代替铁呈类质同相状态存在。矿石密度3～3.5吨/3米。     三、厂史：矿山始建于58年，原由北京有色冶金设计总院设计，采选规模500吨/日，并有年产1200吨高冰镍的粗炼厂以及其它辅助生产设施，60年代初简易投产，服务年限10年。后因地质储量增加，原设计正直困难时期，厂房简陋，设备不配套。1964年由昆明冶金设计院进行填平补齐设计，65年底重新建成投产、采、选规模500吨/日，服务年限保有14年。历史最好水平为1978年，平均处理量556吨/日。原矿镍品位0.99%，铜品位0.49%。     四、生产概况：选矿工艺流程有以下4个特点     （一）因矿体中部含有镍品位大于3%的富矿脉，故在粗碎后设置手选皮带选富矿直接送炉冶炼。     （二）由于原矿品位波动大，粗选可直接产精矿，并视来矿性质灵活调整槽数。     （三）采用阶段磨矿，多次选别流程，适于粗细分选、难易分选。     （四）脱铜工艺与镍浮选流程分开单独配置，便于根据来矿性质（铜镍比）灵活调整。     综合回收：铜镍硫化矿中伴生金、银、钴、铜、镍的回收率高时，金、银、钻的回收率也相应较高。企业建筑面积17.84万米2选矿厂面积2350米2选矿厂安装总功率2923瓩企业总投资（其中固定资产原值4537万元）4810万元选矿固定资产原值442.5万元企业实现税利13499万元精矿金属成本（以85年计）总成本224万元单位成本7801元原矿加工成本15.97元/吨（85年计）     矿石经竖井提升地面后，经自溜线由前倾式翻罐笼卸入选厂粗矿仓。精矿运输采用3.5吨翻斗汽车。精矿由本企业冶炼厂处理。     选矿工艺流程自建厂后曾进行四次改进，由镍精矿品位3.5%提到高4.1%，镍回收率由77%提高至80%，精矿含氧化镁由12～17%，下降到10%以下，硫回收率由60%提高到80%。给冶炼操作带来好处，减少了炉结和冰铜发粘现象。后来由于深部开采，原矿含铜遂渐增加。为提高经济效益，决定改进选矿工艺，提高镍铜比，从原铜镍精矿中分离出部分铜精矿，以降低镍精矿中的含铜量。     五、工艺流程：见图1。图1  会理镍选矿厂生产流程     六、生产指标：见表1。 表1  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567处理矿量吨/日500481.66吨/日16500016.2674.9747.741115.55原矿品位（%）Ni0.860.8220.460.610.681Cu0.420.487精矿品位（%）        NiNi3.504.4283.5713.8954.319Cu1.861.509CuNi1.107Cu25.96精矿含量（吨/年）NiNi1130875.295175.509342.544851.384Cu600CuNi158.949Cu回收率（%）NiNi7883.8276.7576.4980.36Cu85CuCu44.45Ni续表1项目1980年1985年1986年1987年1988年189101112处理 矿量474.76472.29.45.38586.48929.6477原矿品位0.6580.6630.6470.5940.377精矿品位4.2914.344.4254.20924.6291.3281.107精矿含量513.477287.15732246487.83689.4064.02回收率81.481.1279.5980.9843.6744.451.14    七、消耗指标：见表2至表8。     八、主要设备能力：见表9。     九、选矿生产成本：见表10。     十、设备荷负率：见表11和表12。 表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1965年1970年1975年1234567药剂：黄药克/吨250113422454331丁基铵黑药2号油7082153171158石灰1922硫酸铜79252纤维素62124钢球公斤/吨31.4292.3281.79水米3/吨4.5电耗：全厂度/吨51.352.15其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿9.93选矿车间元/吨·原矿全员劳动生产率吨/人·月23.4266.18工人劳动生产率27.486107.23 续表2  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年8910111213药剂：黄药克/吨269227226185113119丁基铵黑药克/吨191839302号油克/吨10391929882102石灰克/吨4730423028321922硫酸铜克/吨10812931047999纤维素克/吨106911091346299钢球公斤/吨2.2112.2132.1781.4291.92.438水米3/吨电耗：全厂磨浮度/吨51.349.7753.5753.0152.3752.4成本：全厂选矿车间元/吨·原矿12.8612.8516.2315.3214.8815.97全员劳动生产率吨/人·月32.9634.5522.4328.1823.2216.7工人劳动生产率49.6853.5833.4042.2533.4524.53 表3  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）破碎机规格固定颚板大虎口15Mn240.015600×900小虎口15Mn260.003400×600动颚板大虎口15Mn280.007600×900小虎口15Mn2100.002400×600动锥衬板标  准15Mn230.007φ900短  头15Mn230.008φ900轧 臼标  准15Mn230.008φ900短  头15Mn230.008φ900 表4  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（月）消耗（公斤/吨）磨机规格φ2100×1200筒体衬板15Mn2100.25端衬板15Mn280.048磨机口衬板15Mn2120.012 表5  钢球消耗类别产品－200目%固体 （%）磨矿介质尺寸（毫米）装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质球磨45～5040～42120、100401.9稀土铁球80、60、40再磨60～6536～3860、40421.03稀土铁球 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛网1.35×2.7M上层A320（天）0.010钢筋φ8m/m下层10.007钢筋φ6m/m滤布民用帆布10.00210M2 φ=2.6ML=1.3M车间砂泵4SP叶轮白口铁20（天）0.005φ400×205m/m泵壳10.007φ420×160m/m尾矿砂泵4PH叶轮HT－115（天）0.0049φ340/φ160×155m/m泵壳HT－160.0022φ510/φ160×202m/m浮选机5A叶轮耐磨铸铁30.108φ500×180m/m盖板耐磨铸铁30.108φ600×125m/m 表7  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输筛分3.3磨矿、分级（包括再磨）浮选42脱水1.2其他（照明、水泵、机修）7.0总计53.5 表8  生产用水项目单位消耗实际总耗水量吨/日3600新水量吨/日3600每吨原矿消耗新水量米3/日7.5 表9  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口宽度（毫米）矿石密度粗碎PEF600×900148～50－15080～85中碎PEF400×600117～20－9065～70KCд900155～57＋501518细碎KMдф900134～36－1811～13二、磨矿分级吨/台·时给矿粒度（毫米）磨矿细度－200目%一段圆锥型球磨机ф2400×120039.5～10－1845～50二段″″″110～12－0.9260～65三、浮选米3/吨·日作业浓度（%）给矿浓度（毫米）一次选别粗选5A60.013240～42－0.92精选5A20.004323～25二次选别粗选5A30.013232～34－0.272精选5A10.002229～31三次选别粗选5A60.013220～22－0.152精选5A20.004318～19扫选5A460.10618～19脱铜铜镍分离一次212～16二次18～12四、脱水吨/米2日给矿浓度（%）排矿浓度滤并水份%精矿密度浓缩周边式传动φ15M10.3527～3060～703.4～3.6铜精矿沉淀池2过滤圆筒外滤式（镍）10米224.7950～6016.5～173.4～3.6圆筒外滤式（铜）10米2140～6013～14表10  选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨矿钢球（稀土）2.4380.551.34衬板捕收剂  黄药0.122.500.30黑药0.035.700.17起泡剂 2#油0.1002.600.26调整剂 硫酸铜0.1001.950.195石灰3.000.0550.165抑制剂 纤维素0.1003.500.35滤布0.002米/吨1.7元/米0.003润滑油, , , ,0.10水煤0.7550.0290.022电63.6瓩/吨0.16.363生产工人工资2.394生产工人附加工资0.185固定资产折旧0.616大修基金1.117车间经费3.96选矿单位成本15.97精矿单位成本338.59 表11  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间480  吨/日9614.14中碎机1008  吨/日细碎机636  吨/日二、磨浮车间480  吨/日9622.60磨矿机0.59吨/米·时（按新生－200计算）浮选机0.152米3/吨·日三、脱水车间87（精矿）吨/日6.92过滤机4.79吨/米·日表12  磨机运转率、利用率项目单位历史最好水平1984年年工作日天345153磨机运转率%78.431.51磨机利用率%74.1321.98停车主要原因检修及其它资源枯竭及所占工时1889∶0024129∶03容积利用系数吨/米3·时0.6010.55     十一、三废治理     （一）尾矿库：尾矿库有新老两处，老库位于选厂西北角，力马河（居民区）上游，1959年10月至1979年元月为使用期。新库位于选厂东面，力马河下游的齐登甫附近，79年1月投入使用。由于矿山储量增加，生产期延长，尾矿库在1974年又进行了扩建设计，75年增加100万米3。至85年底止，已堆放尾砂20万米3，还可使用8年。尾矿堆放仍采用分散管排放，人工堆坝形式。尾矿坝扩建投资为157万元。     （二）尾矿输送系统：现尾矿库采用两处倒虹、多段明渠和砂泵扬送等混合方式输送。管、渠全长6.8公里。明槽坡度2.2%，泵站采用2台4PS砂矿吕联运行，扬程64.8米。输送为两段，前段为选厂至砂泵站（包括两处倒虹和500米明沟）中段即砂泵站以后约5公里处。回水通过两级泵站返回供砂泵站用水，枯水期，也可送高位水池供车间使用。     （三）尾矿水处理：排出尾矿水属弱碱性，因浮选用药简单，量少。尾矿水只要充分澄清，严格控制，就可避免对下游污染。据环保部门监测，车间废水（特别是药台）是个污染源。1985年测定资料：见表13。根据上述测定资料，我们将全厂废水集中流入30米3的处理池，经搅拌澄清后，清水用泵返回车间使用，沉淀物定期处理，集中堆放于渣场。     尾矿矿浆浓度18%～20%；矿浆密度1.136吨/米3，尾矿密度2.88吨/米3，容量1.237吨/米3；回水利用率50%，矿浆pH=8。 表13  废水排放含量含量排放物NiCu硫化物SSCODPH单位毫克/升毫克/升毫克/升毫克/升含量0.19～0.360.12～0.740.7～1.2215～18628～4811.6～12.7平均0.2430.530.827543012     十二、投资效果     （一）总投资及单位投资：企业总投资4810万元，原矿选矿加工费用为15.97元/吨。     （二）选矿厂主要效益指标：见表14。 表14  选矿厂主要效益指标全员劳动生产率（吨/人·日）1983年28.18工人劳动生产率（吨/人·日）1983年29.79每吨原矿安装功率（瓩/吨）5.85职工总人数263人其中：工人249人技术人员8人服务及其他19人综合利用伴生金属含量1181.713吨已回收金属498.024吨     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表15。     （二）矿物组成及粒度分析：见表16。 表15  矿石物相及化学分析多元素分析产品名称元素  %NiCuFeSSiO2CaOMgO原矿0.7350.4412.944.334.304.3017.1精矿4.42.6436.9822.721.571.579.1尾矿0.1360.0468.940.364.724.7219.2镍物相分析相别硫化镍硅酸镍全镍含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.48284.860.08615.140.568100精矿2.8271.941.1028.063.92100尾矿0.05150.500.0549.500.101100铜物相分析相别硫化铜氧化铜全铜含量%占有率%含量%占有率%含量%占有率%原矿0.18597.370.0052.630.190100 表16  矿物组成及粒度分析粒度分析粒级 （毫米）原矿精矿尾矿产率%累计%产率%累计%产率%累计%＋0.19624.4524.450.196～0.1528.5522.0011.460.152～0.1218.5541.658.198.1119.570.121～0.0888.3550.007.0815.2711.1630.730.088～0.0743.7253.724.0419.315.3836.110.074～0.03712.2765.9926.0945.1018.0254.130.037～0.01913.4479.4326.2971.6918.0272.150.019～0.00510.0589.4818.6190.3015.0487.55－0.00510.52100.009.70100.0012.40100.00合计100.00100.00100.00矿物组成及相对含量 续表16含量%矿物名称辉石类云母磁黄铁矿氢氧化铁化锰炭质绿泥石蛇纹石透闪石石英长石黄铜矿镍黄铁矿未知矿物方解石合计原矿57.516.475.815.644.623.562.041.71.251.180.350.06100精矿10.7913.841.36.514.193.053.630.657.888.050.120.03100尾矿57.7217.14.245.125.432.171.764.280.420.960.230.57100     （三）磨矿分析产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒级（毫米）通过量百分数  %给矿排矿返砂溢流圆锥型球磨机一段磨矿＋1520.372.462.7415～1030.445.599.1010～520.566.218.552～2.58.365.086.332.5～1.22.172.172.5911.2～0.46.3820.1525.450.4～0.1214.2933.2234.1631.980.121～0.0741.467.854.0116.25－0.0745.9717.277.0751.27合计100100100100圆锥型球磨机二段磨矿＋0.27216.553.36.640.272～0.19615.547.2112.131.210.196～0.15214.2510.0117.423.440.152～0.1219.5310.0618.320.800.121～0.1016.123.24.034.770.101～0.0815.8519.6519.1221.990.08～0.0741.604.111.711.93－0.07420.5642.4620.6365.86合计100100100100     （四）水力旋流器给矿及产品筛析：见表18。 表18  水力旋流器给及产品筛析粒级（毫米）重量  %备注给矿溢流沉砂＋0.2726.230.6316.55规格：φ3000.272～0.1966.741.4915.54锥角：20°0.196～0.1527.042.3914.25给矿粒度0.152～0.1214.120.109.53－0.92毫米0.121～0.10110.316.796.12给矿口：φ75毫米0.101～0.080.908.4615.85沉砂管：φ50毫米0.08～0.0744.731.101.60溢流管：φ75毫米－0.07459.9379.0420.56处理量：29.32吨合计100100100排砂口25～30毫米浓度  %34.9424.6775.6    （五）料仓贮量：见表19。 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓－4502100钢筋水泥矩仓粉矿仓－1824500钢筋水泥矩仓成品仓－0.1522490钢盘水泥方仓

一、位置：地处贵州省六盘水市南东30公里，距滇黔铁路滥坝车站11公里，矿区至滥坝有公路相通，交通尚称方便。      二、矿石特性：矿床属层控改造硫化铅锌矿床。主要金属矿物有：方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次有褐铁矿、铁闪锌矿、白铅矿等。脉石矿物主要有方解石、白云石、铁方解石，其次为石英、重晶石等。矿石中矿物的相对含量表1。 表1  矿物相对含量矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）灰黑色方解石46.92氢氧化铁0.94粘土0.63方解石22.81白铅矿0.11煤炭0.28黄铁矿15.01异极矿0.09重晶石0.19闪锌矿10.26石英0.16毒重石0.12方铅矿1.79高岭土0.67     可见矿石主要由灰黑色方解石所组成。有用矿物以黄铁矿为主，多呈致密的干的碎状和自形、半自形晶的粒状所构成的块状产出，粒度一般为0.5～0.096毫米，方铅矿主要和闪锌矿构成致密块状产出，中间分布有少量的黄铁矿，其余呈结晶较好的块状分布在闪锌矿中，其粒度为0.4～0.8毫米，也有部分方铅矿呈极细的点状和带状产出，粒度为0.001～0.0004毫米，边缘上局部有白铅矿分布，幅宽0.8～0.06毫米左右。闪锌矿主要与黄铁矿，方铅矿构成致密块状产出，有少量构成较大的粒状嵌布在方铅矿中，矿石品位，块状富矿中含Pb一般为3%～4%，含Zn一般在15%～20%，含S一般为8%～24%，浸染状贫矿中傐Pb一般为0.8%，含Zn一般为2.5%。      矿石密度为2.79～4.4吨/米3，松散密度为1.972吨/米3，（－13毫米），矿石布氏系数为10～13，安息角：40～42°（－13毫米时之安息角）。      三、厂史：1958年昆明冶金研究所提出“贵州水城杉树林铅锌矿选矿试验报告”，1965年12月贵州省冶金地质勘探公司二勘队提交了“贵州水城杉树林铅锌矿床补充勘探报告”，根据这两份报告在赫章杉树林建设300吨/日的铅锌选矿，选厂始建于1966年6月、投产于1970年7月，原设计年处理矿石90，000吨，服务年际15年，实际年处理矿石6万吨～7万吨，尚可服务6～7年。      四、生产概况：选厂每天处理300吨矿石，至今尚有储量见表2。 表2  赫章铅锌矿储量消耗情况储量 级别矿石储量（万吨）铅金属量（万吨）锌金属量（万吨）储量消耗剩余储量消耗剩余储量消耗剩余C级147.688.5559.054.94782.96471.87720.573812.33697.9083D级15.915.90.29940.98700.9870      选矿自1970年投产到85年11月止，共创利2634.036910万元，上缴税金30.919355万元，利税合计：2664.956265万元，选矿设资409.326万元，净为国家创利2200万元。      离主井口400米处，设有150吨的原矿仓一座，该选厂还收购高品位矿与自产矿石混合入选，为作好配矿工作，1985年修建了约500米2的堆矿场。      选厂破碎流程原设计是三段一闭路流程，后改为两段开路流程，实践证明，效果良好。该厂第二段破碎设备φ1200毫米圆锥破碎机，是二、三十年代日产老设备，原电机为75瓩功率，后用40瓩功率的电机代替了它，经四年使用，未出现异常现象，节约了电能。磨矿为一段闭路，细度为－200目70－75%，选别流程原设计为优先浮选流程，直到1978年，才改为部分混选，即先铅硫混选，其尾矿选锌，混精进行铅硫分离选出铅精矿和硫精矿，而后两段脱水，精矿存仓外运。浮选流程改造后，该厂开始回收硫精矿，每年为企业增收20～30万元。现选厂生产硫化铅精矿（四级品），硫化锌精矿（三级品），硫精矿等三种产品，实际年产铅，锌精矿中金属含量6000～7000吨，年产硫精矿2800～3600吨，产品销售给株州冶炼厂，水口山矿务局，上海冶炼厂，四川化肥厂，昆明化肥厂等地。      原矿银含量达27.6克/吨有回收价值，银随铅，锌精矿产出销售时计价，各产品中银的回收情况见表3，主要产品中含解情况见表4。 表3  各产品中银的回收情况原矿品位克/吨铅精矿锌精矿硫精矿尾矿备注品位克/吨回收率%品位克/吨回收率（%）品位克/吨回收率%品位克/吨回收率%7225813.1025858.734.43.4312.924.7850年6921214.9823376.92142.6375.478.12.7 表4  铅锌精矿中含银情况产品 名称198319841985品位 （克/吨）含银量 （公斤）品位 （克/吨）含银量 （公斤）品位 （克/吨）含银量 （公斤）铅精矿210468210460208448.5锌精矿190168119018071982101.65     五、工艺流程：见图1图1  赫章铅锌矿杉树林选矿生产流程      六、生产指标：见表5。 表5  300吨/日选厂历年来的生产指标项目单位1971年1975年处理量吨/日275186吨/年7468854584原矿品位（%）Pb2.441.75Zn9.118.06Fe9.68铅锌矿品位（%）Pb52.57157.40Zn2.964Fe19.88锌精矿品位（%）Pb0.750.91Zn51.9853.80Fe31.06硫精矿品位（%）Pb0.51Zn1.33Fe41.540铅精矿含量（吨）Pb1567.360810.000Zn88.15456.401Fe29.902锌精矿含量（吨）Pb90.70668.662Zn6325.9964064.870Fe271.596硫精矿含量（吨）Pb2.531Zn6.613Fe206.600回收率（%）铅86.1284.40锌92.9792.43铁32.95续表5项目单位1980年1985年1986年1987年处理量吨/日211吨/年68554584445950057600原矿品位（%）Pb2.542.9692.762.54Zn10.0410.37711.548.74Fe8.198.182铅锌矿品位（%）Pb58.6156.12658.058.04Zn4.134.020Fe14.1810.754锌精矿品位（%）Pb1.031Zn56.07656.055.76Fe5.383硫精矿品位（%）Pb1.944Zn3.453Fe43.780铅精矿含量（吨）Pb1318.161Zn94.4121269.01132.0Fe183.082锌精矿含量（吨）Pb109.410Zn5845.9806372.05454.0Fe430.466硫精矿含量（吨）Pb113.852Zn202.216Fe2391.019回收率（%）Pb75.97477.0474.56Zn90.48492.7992.25Fe50     七、消耗指标：见表6至表11。 表6  选厂历年每吨原矿的单耗年份乙黄药丁黄药2#油石灰苏打硫酸铜硫酸锌大苏打钢球电耗71413920031241.252772400148003400.8921.473670129003201.6215.774560200004001.5022756802100058003501.2827.476560152003100.9434.277530182002900.9326.778850422107010924808206990.8530.179350330542100013794904735790.693280822335611340014825894038030.67630.281362356841128012975935394860.72335.46822303301061170010074902873190.68437.3183221321111142058645914213960.65443.3484321250161149728724704134950.60642.278520025886145656054121311280.59941.37      注：1、水耗，83年测定一次为：5.57米3/吨。       2、钢球消耗单位为：公斤/吨；电耗单位为：度/吨，其余均以克/吨为单位。 表7  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）固定衬板ZGMn13180.0027400×600颚式破碎机（复摆）活动衬板″180.0027″  ″动锥衬板″840.0013φ1200圆锥破碎机轧  臼″960.0012″  ″ 表8  磨矿机衬板消耗（1500×3000格子型球磨机）项目材质寿命 （年）消耗 （公斤/吨）项目磨矿介 质尺寸装载负荷 %消耗量 （公斤/吨）材质简体衬板ZGMn1310.23钢球φ12031%″φ10025%0.67锻钢端衬板″10.032φ8025%磨机口衬板″10.028φ6019%表9  滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格滤布尼龙布35m2·10m2过滤机砂泵叶轮硬质耐酸橡胶62PNJA砂泵壳护套″  ″62PNJA浮选轮机叶轮稀土铸铁40.201XJK0.62浮选机盖板″  ″40.201″  ″ 表10  电力消耗分布情况（度/吨·原矿）项目百分比%消耗（度/吨）1、破碎4.51.802、磨矿分级31.2012.403、选别32.3012.804、脱水21.208.405、其它（照明、水泵、机修）10.804.30总计10039.70 表11  生产用水实际总耗水量1671米3/日新鲜水量1671″每吨原矿消耗新水量5.57米3/吨      八、主要设备能力：见表12。 表12  主要设备能力项目台数最大处理量粗碎 中细碎一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口（毫米）矿石松散密度400×600颚式12710080吨/米3φ1200圆锥157.1433525.31.580一段二、磨矿、分级给矿粒度磨矿细度φ1.5×3球磨17.6515～20毫米－200目，70～75%三、浮选部份混合浮选66槽米3/吨·日26.93作业浓度，% 50%～55%给矿粒度 －200目，70%～75%四、脱水吨/米2·日给矿浓度%排矿浓度滤并水份%精矿密度，吨/米31、浓缩铅精矿φ6米浓缩机12.3217～2160～704.8～5.8锌精矿φ9米浓缩机17.5623～2765～713.8～4.0硫精矿φ9米浓缩机15.808.67～1070～753.4～4.342过滤铅精矿5米2圆鼓过滤12.788～12锌精矿10米2圆鼓过滤机16.808%～12%硫精矿10米2圆鼓过滤机15.228%～12%     九、选矿成本：见表13。 表13  1984年选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/公斤）1原矿198.82元/吨2辅助材料公斤/吨·矿钢球0.5980.95.04元/吨捕收剂：乙黄0.3212.26.62丁黄0.2502.86.56起泡剂  2#油0.0902.21.85调整剂：硫酸铜0.4702.08.82硫酸锌0.4130.62.32大苏打0.4960.73.25土碱0.8630.43.24石灰14.8760.0253.493电41.6度/吨0.095元/吨37.844生产工人工资1.8317.175生产工人附加工资6固定资产折旧2.4122.627大修理基金3.5333.098车间经费1.6115.06选矿单位成本17.83精矿金属单位成本365.79元/吨      十、设备负荷率 表14  主要车间及设备负荷率运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间中、细碎机567吨/日47.6234.27567  ″47.6234.271200  ″22.5034.27二、磨浮车间300  吨/日70.63磨矿机1.13吨/米3·时台（按－200目计）53浮选机26.93米3/吨·日56三、脱水车间浓缩机铅精矿60锌精矿60硫精矿60过滤机铅精矿35锌精矿48硫精矿48      十一、三废治理：选厂年排放尾矿矿浆量20万吨，16.8万米3，其中含干矿量3.42万米3。尾矿中有害杂质浓度较高，长期来，均排入竹林河林中，沿河两岩农民深受其害，反应强烈，贵州省环保局和六盘六市环保局均要求缴纳排污弗，1982～1985年缴钠的排污费就达18万多元，并通令限期冶理。选厂于82年底组织力量，对尾矿治理进行了可行性研究，确定了尾矿库迁址于牛头山，并委托跟贵州省铜仁水电勘探设计队施工设计，85年5月29日破土施工。      牛头山尾矿库，库容20.5万米3，服务年限6年，设计单位投资2.72元/米3。选厂排出的污水和尾矿浆，经砂泵站相送至尾矿库，放矿点布置在上游坝彼岸，放矿方式为轮流集中放矿。尾矿水中有害物质含量见下表15。 表15  尾矿水中有害物质含量有害物质浓度（毫克/升）备注最高允许排放浓度本选厂有害成份浓度pH6～1212硫化物13.5Cd0.1未检出Pb1.024.34Zn5.016.5Cu1.00.099悬浮物500257.5黄药未检     十二、投资效果      （一）总投资及单位投资      企业总投资409.326万元，单位投资58.48元/吨。      （二）选矿投资及单位投资      选厂投资203.126万元，单位投资29.62元/吨。      （三）选矿因定资产总值及净值      选矿固定资产总值及净值未做。只有杉树林分矿固定资产原值为6471971.72元，净值（到1985.11.止）5606892.93元。      （四）选矿厂主要效益指标表 表16  选矿厂主要效益指标企业投资返佛年限（年）：2.5企业投资收益率（元/100元）：651.06/100元全员劳动生产率（吨/人·年）历史最好：（80年）652.89；（83年）468每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.49职工总人数：116人其中工人：111人技术人员：5人综合利用：伴生金属含量：Ag73.8吨八五年保有Ag31.5吨已回收金属：      十三、其它      （一）原矿物相及化学分析：见表17至表21。 表17  原矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb3.00PbSO40.146Pb0.100其中Zn11.710PbO0.218Pb0.2021、锌氧化率0.7%S（有效）14.220PbS3.145Pb2.726铅氧化率10.067%S（全）16.170ZnCO3＋ZnO0.069Zn0.055铁氧化率4.99%Fe8.713ZnSiO30.069Zn0.0272、银含量：Cd0.018ZnS17.32Zn11.628Ag=58克/吨Sb0.088FeCO30.790Fe0.380SiO26.30Fe2O30.716Fe0.055CaO21.90FeS218.017Fe8.378MgO0.07Al2O34.90表18  铅精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb58.06PbSO40.307Pb0.210其中Zn4.09PbO1.30Pb1.207含银205克/吨S20.77PbS65.084Pb56.345Fe10.08ZnCO3＋ZnO0.024Zn0.019Cd0.00769ZnSiO30.028Zn0.011Sb0.164ZnS6.049Zn4.06SiO20.700FeCO30.071Fe0.034CaO0.900FeS219.453Fe9.048MgO0.040Fe2O31.42Fe0.0997Al2O32.600表19  锌精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb0.79PbSO40.187Pb0.114其中含银：Zn58.20PbO0.130Pb0.121Ag:200克/吨S29.99PbS0.634Pb0.549Fe4.69ZnCO3＋ZnO0.437Zn0.344Cd0.0821ZnSO40.120Zn0.047Sb微量ZnS86Zn57.809SiO21.80FeCO30.104Fe0.05CaO2.20FeS29.675Fe4.05MgO0.04Fe2O30.202Fe0.014Al2O32.20表20  硫精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb2.06PbSO40.098Pb0.067其中含Ag：Zn2.85PbO0.311Pb0.28978克/吨Fe38.68PbS1.919Pb1.686S43.26ZnCO3＋ZnO0.069Zn0.055Cd0.00513ZnSiO30.057Zn0.022Sb0.191ZnS4.127Zn2.773SiO24.10FeCO30.210Fe0.101MgO1.49FeS280.346Fe37.367Al2O31.848Fe2O31.740Fe1.217CaO0.20表21  尾矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb0.24PbSO20.0700.048其中：Zn0.73PbO0.0940.037含Ag15克/吨S4.91PbS0.1330.115Fe5.25ZnCO3＋ZnO0.1150.092Cd微ZnSiO30.0560.022SiO210.90ZnS0.9190.617Sb微FeCO30.9760.469CaO32.90FeS29.6114.468AgO3.7Fe2O30.3050.213Al2O35.43     （二）产品质量规划：见表22 表22  产品质量规划时间精矿品位%回收率%铅精矿锌精矿硫精矿PbZnFePbZnFePbZnFePbZnFe1985年末56.1064.0201.03155.01.9443.45343.7875.94790.484501987年末60＜5＜1.0057.0＜6＜1.00＜2437592601990年末60＜5＜1.0057.0＜6＜1.00＜1.543819260      （三）原矿矿物组成：见表23。      （四）粒度分析：见表24至表27。 表23  原矿矿物组成矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）灰黑色方解石46.92氢氧化铁0.94粘土0.63方解石22.81白铅矿0.11煤炭0.28黄铁矿15.01异极矿0.09重晶石0.19闪锌矿10.26石英0.16毒石0.12方铅矿1.78高岭土0.67表24  铅精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－120＋1602.00562.7684.7538.6052.1162.7991.63－160＋2003.99856.4735.51611.0043.7976.4774.630－20093.99759.5303.28610.59194.08790.72494.204合计10059.4733.40510.568100100100 表25  锌精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－40＋804.5001.05952.6125.2954.6784.1237.804－80＋1005.5840.98554.9803.2805.3985.3459.382－100＋1206.5310.82456.5324.5515.3086.4289.735－120＋1606.6690.67657.5944.5514.4246.6879.940－160＋2009.2130.52958.4123.4754.7999.40010.519－20066.9731.14758.3302.39975.39368.01752.62合计1001.01957.4353.053100100100 表26  硫精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－40＋801.4022.0002.69229.9521.5891.3091.062－80＋1001.8831.6302.44739.7151.7381.5951.892－100＋1202.9651.2592.18441.0392.1152.2423.078－120＋1604.4871.1112.21142.3632.8243.4344.803－160＋2009.5750.8821.97442.4464.7846.54310.280－20079.6881.9263.07739.13686.95084.88078.880合计1001.7652.88939.536100100100 表27  尾矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe＋402.3180.3091.4741.6541.2412.6841.010－40＋8017.5370.3530.6451.73810.7308.8838.030－80＋1007.1530.3820.5812.6484.7353.2644.990－100＋1205.0560.3530.5162.9793.0942.0493.963－120＋1604.2510.3240.4523.2272.3891.5093.614－160＋2005.4230.3820.5003.3103.5912.1304.728－20058.2620.7351.7374.79974.22279.48173.660合计1000.5771.2733.796100100100      （四）磨矿分级产品筛析：见表28。 表28  入选原矿筛析结果（分级溢流）纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe＋401.690.2650.9931.6540.1210.1100.310－40＋8012.940.3244.5732.2341.1133.8923.206－80＋1005.750.76512.4254.4681.1754.6982.649－100＋1205.131.10317.2757.2811.5125.8284.143－120＋1605.352.0019.7238.7702.8576.9396.204－160＋2008.532.59319.86212.5695.92711.1812.018－20060.585.39616.90610.75681.29567.35272.270合计1003.74515.2069.016100100100      五、料仓贮量：见表29。 表29  料仓贮量状况料仓类型物料粒度（毫米）存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓300670高架式粉矿仓2024180高架式装车仓864半地下式

一、方位     坐落广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。还有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。     二、矿石特性     矿床类型属中低温热液裂隙充填告知矿床。近几年来矿床地质研讨认为是“堆积－改造型”层控矿。有用矿藏嵌布细密，矿石性质杂乱，矿藏以细粒嵌布为主，且彼此纵横交错，极不均匀。矿石均匀档次：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿藏首要有三品种型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的首要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石根本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石首要散布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石首要以石灰岩为主。凡口矿石矿藏组成简略，但嵌布杂乱，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不亲近。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿联系极为亲近，因而三种矿藏难以分选。矿石密度3.8～4吨/米3。松懈密度2.5～3吨/米3，硬度f=8～10，安眠角38～40°。可磨度为1.73。     三、厂史     凡口矿区在公元十世纪已有采矿的前史，其时首要为了冶炼银而挖掘矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规划的厂。1958～1963年，挖掘铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，因为未做实验研讨，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部同意凡口矿按3000吨/日规划建造。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日因为种种原因，直至1983年才正式投入出产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研讨总院、广州有色金属研讨院都曾做过实验研讨作业。长沙有色冶金规划研讨院为凡口矿做了规划作业。     四、出产概略     原规划年处理矿石量99万吨，效劳年限28年，投产至今，未到达规划才能，效劳年限相对延伸。矿石储量见表1、表2。 表1  1965年探明矿石量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2075.21019.53094.7铅金属量11653.2169.2锌金属量240.4103.7344.1铅＋锌金属量356.4156.9513.3单一黄铁矿620.2140760.21 表2  到1985年底全矿保有储量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2177.30923.253100.55铅金属量109.7545.31155.06锌金属量241.4984.03325.52铅＋锌金属量351.24129.34480.58单－黄铁矿445.3293.26538.58     从表1、表2可见，1985年底全矿一切的储量与1965年根本共同。凡口矿有着富余的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂出产目标最好的一年，其间铅精矿档次51.51%，铅收回率81.96%，锌精矿档次51.24%，锌收回率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的收回率54.10%。其间原矿档次如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的终究产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设备。磨矿选用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程改变较大，跟着产品品种的改变出产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程改变。现在所选用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中选用捕收才能强的丁基黄药。这样的流程和办法是比较合适凡口现在处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一向到现在，目标较安稳，被认为是较好的工艺流程。目标及药剂耗费见表3和表4。 表3  高碱流程出产均匀目标产品项目档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS铅精矿51.264.6580.633.14锌精矿1.7451.257.2291.22硫精矿1.131.0842.126.392.6451.13尾  矿0.670.825.763.00原  矿4.9411.51100100    注：表中目标是1980～1984年出产均匀值。 表4  高碱流程药剂单耗药剂称号石灰硫酸硫酸铜硫酸锌单耗（克/吨）11123129328442447药剂称号丁黄药乙黄药2号油单耗（克/吨）966176111    现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。出产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。     五、工艺流程     工艺流程见图1。图1  凡口铅锌选矿厂出产流程 表1  首要出产目标项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456处量矿量吨/日300015489081526万吨/年9948.16227.9843.889原矿档次 （%）Pb5.235.014.923.80Zn11.0311.4910.578.27S23.5923.7518.1915.18精矿档次 （%）Pb4551.5239.1240.27Zn4551.2443.5945.48S4238.9436.3436.86精矿含量 （万吨/年）Pb3.9861.9771.0261.254Zn10.0465.0422.6193.251S9.3415.5571.3762.657收回率 （%）Pb7781.9674.4275.05Zn9291.1388.5489.57S4054.0027.0539.90 续表5项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量1429199245.59660.55068.79977.266原矿档次 （%）5.115.084.624.7112.1111.8111.2811.4620.8228.0124.34精矿档次 （%）52.6250.0751.0852.3951.0450.9151.3352.432.5945.31精矿含量 （万吨/年）1.8052.42722.50492.43935.0316.46987.04056.71821.2936.2695收回率 （%）77.5091.1213.6378.8078.7782.1490.4590.7492.6936.9641.54    注：1、1982年曾经是理论目标；      2、1983年今后是实践目标；      3、1982年至1984年硫收回率高，一个系列选用全浮一个别离工艺流程。     七、耗费目标：见表6至表12。 表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456药剂：黄药克/吨302888569608其间丁黄药″2677613794742号油″18214058179石灰″6600158933933硫酸铜″405785674829硫酸锌″595237133092149钢球公斤/吨1.401.641.501.20水米3/吨4.29511.462电耗：全厂 其间：磨浮度/吨39.961.3048.6860.98本钱：全厂元/吨·原矿9.5521.375″全员劳动出产率工人劳动出产率吨/人·月41.1054.77″79.33124.64     注：规划流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐渐改为优选浮选流程，并且选铅部分的流程也演化屡次。 续表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年789101112药剂：黄药克/吨10041128888118911421211其间：丁黄药″75411287618749661047乙黄药3151761642号油″101158140318111127石灰″24243243701589316.621112312997硫酸铜″1300839785879844911硫酸锌″216324882371185624472480硫酸″124851293214794钢球公斤/吨1.2901.3781.6402.3803.3323.190水米3/吨11.45811.54311.46010.86310.1589.357电耗：全厂 其间：磨浮度/吨64.5662.1561.3064.7858.9467.474″64.5644.5042.1050.2047.4053.271本钱：全厂 选矿车间（磨浮）元/吨·原矿21.77721.00521.37323.73623.73627.118″15.1216.52618.72818.48921.021全员劳动出产率 工人劳动出产率吨/人·月90.6895.1692.05101.33102.1899.72″102.69108.20105.34115.46116.14123.37 表7  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿破碎机规格固定颚板13%锰钢600×900颚式破碎机动颚板″″动锥衬板″24中碎   0.0017 细碎   0.0027中碎φ650标准型圆锥破碎机 细碎φ2200短头型圆锥破碎机轧  臼″24中碎   0.0016 细碎   0.0028″ 表8  磨机衬板耗费项目球磨机原料寿数（年耗费（公斤/吨）磨机规格φ2700×3600 φ2100×3000筒体衬板13%锰钢8个月0.690提高板13%锰钢8个月0.690端衬板13%锰钢6个月0.690磨机口衬板13%锰钢8个月0.690 表9  钢球耗费产品－200目%固体（%）磨矿介质尺度（毫米）装载负荷（%）耗费量（公斤/吨）原料球磨8438φ100 φ80 φ60952.1普通钢再磨9237φ40901.0① ② ③     注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。 表10  筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿数项目原料寿数（月）耗费公司/吨设备规格补白筛网1500×3000单层上层钢线7天振动筛滤布120～15涤纶布（正）0.015米2/吨68米2盘式过滤机砂泵叶轮衬胶15天4PNJ泵壳衬胶15天浮选机叶轮衬胶4～85A（6A）浮选机盖板衬胶4～8表11  电力耗费项目耗费（度/吨）破碎、运送和筛分2.527磨矿、分级（包含再磨）26.212选别25.314脱水7.473其它（照明、水泵、机修）1.500总计63.026 表12  出产用水实践总耗水量36273吨/日补白回水利用率20%6045吨/日新水量30228吨/日每吨原矿耗费新水量10.076米3/吨    八、首要设备及才能：见表13。 表13  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排口宽度（毫米）矿石松懈密度，（吨/米）粗碎600×900颚式破碎机2270180～01202.5中碎φ1650标准型圆锥破碎机140155～0302.5细碎φ2200短头型圆锥破碎机135015～0122.5二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ27×3.6格子型球磨机34215～0φ27×3.6溢流型球磨机3二段φ2米双螺旋分机3－0.076毫米84%φ2.1×3米溢流型球磨机3φ350水力旋流器120.105～0－0.038毫米92%三、浮选作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨日（毫米）6A浮选机2300.2411＋0.015～05A浮选机88米3JJF－8浮选机44米3JJF－4浮选机2四、脱水吨/米2日给矿浓度 %排矿浓度滤饼水分%精矿密度、 吨/米3浓缩φ30米浓缩机3Pb0.12514605.6φ24米浓缩机1Zn0.54330604.0φ18米浓缩机2S0.7843604.4过滤68米2盘式过滤机12吨/米2日Pb0.1866012.015.6Zn0.2356012.654.0S0.3386010.024.4     九、选矿本钱：见表14。 表14  选矿出产本钱项目单耗单价金额辅助材料公斤/吨·矿元/公斤（元/吨）钢球3.1901.203.828衬板0.6902.1281.468药剂丁黄药1.0473.3763.535乙黄药0.1642.7090.444二号油0.1273.3740.428石灰12.7820.0480.614硫酸14.7940.1992.944硫酸铜0.9112.4362.219硫酸锌2.4800.7321.815滤布0.015米/吨11.4元/米0.171水9.357米3/吨10.04元/吨0.374电67.474度/吨0.10元/度6.747出产工人工资0.663固定资产折旧0.715车间, 经费1.730选矿单位本钱27.118精矿单位本钱42.676元/吨精矿     十、设备负荷率：见表15、表16。 表15  首要车间及设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额余）负荷率%工作率%一、破碎车间规划3240吨/日中碎机3248″43.435.8细碎机3248″49.835.8二、磨浮车间规划3000吨/日磨矿机1.556吨/米3·时，（按重生－200目核算）85.270.16浮选机0.2411米3/吨日三、脱水车间1055（精矿）吨/日过滤机铅4.268  硫7.992  锌5.38吨/米2·日干燥机表16  磨机工作率、利用率项目单位前史最好1984年年作业日天319289磨机工作率%70.1651.78磨机利用率%0.750.75泊车首要原因及所占工时停电 无矿 查看容积利用系数吨/米3时    十三、三废处理     规划每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿体系选用压力运送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿运送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是选用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台出产，1台备用。还有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，然后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿运送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，规划库容55.5万米3，寿数自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，规划库容190万米3，规划效劳年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下： 铅：0.0773，锌：0.0324，：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。     十二、出资作用：选厂首要效益目标见表17。 表17  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（年）：5全员劳动出产率（吨/人·日）前史最好：3.995    1986年：3.965工人劳动出产率（吨/人·日）前史最好：4.878    1983年：4.691每吨原矿装置功率（度）：4.766员工总人数：451其间工人：359技术人员：11效劳及其他：81归纳利用：伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。已收回金属：铅、锌、硫、银。     注：1、厂商出资返本年限及厂商出资收益率指整个厂商。         2、员工总人数指选矿厂部分。     十三、其他     （一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。 表18  原矿铅的物相分析相别氧化铅硫化铅总铅含量（%）0.334.675.00占有率（%）6.6093.40100.00 表19  原矿锌的物相分析相别氧化锌硫化锌总锌含量（%）0.2110.1410.35占有率（%）2.0397.97100.00 表20  黄铁矿的相物分析相别黄铁矿磁性铁其他氧化铁总铁含量（%）18.910.330.7520.02占有率（%）94.611.653.74100.00氧化率  铅6%～8%；锌2%2.5%多 元 素 分 析元    素PbZnFe含量（%）5.0010.3519.35元    素SAuAg含量（%）24.930.17克/吨110克/吨元    素GeGaCd含量（%）0.00270.00680.025元    素CuSnHg含量（%）0.0150.0050.0111元    素UAsSiO2含量（%）0.00040.1012.95元    素CaCO3Al2O3MnO2含量（%）11.062.520.44    （二）产品质量规划：见表21。 表21  产品质量规划时刻精矿档次%收回率%PbZnSPbZnS1984年底51.1650.7245.6980.2088.8146.891987年底50504378.790451990年底50504379.590.245     （三）化学分析及粒度分析：见表22。 表22  化学分析及粒度分析产 品项目粒度分析化学分析粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）原 矿PbZnSAuAg＋0.1473.13＋0.02029.6915.010.3524.93%0.17克/吨110克/吨＋0.1052.19＋0.01013.54GFeGaCpCuSn＋0.0971.04＋0.05557.30.000270.00680.0250.0150.005＋0.0765.21－0.00518.74SO2Al2O3CaCo3MnO＋0.0527.81算计100.0012.952.5211.060.44＋0.03812.92铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu铅精矿锌精矿52.54.7312.6524.490.330.023粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.02010.55＋0.0763.451.800.350.600.004＜0.01612.50＋0.01026.13＋0.0538.66Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064＋0.00520.10＋0.03812.22铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu－0.00543.22＋0.02028.181.5051.756.00531.740.130.106算计100.00＋0.01017.22SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.00514.614.340.680.700.014＜0.01206.56－0.00515.66GaGeInHg算计100.000.0190.010＜0.00040.058尾 矿 （%）PbZnFeSAg粒极（毫米）产率（%）0.730.936.165.5015.80克/吨＋0.07440.8SiO2CaCO3Al2O3MgO＋0.05311.234.5220.505.930.126＋0.0435.1 ＋0.0387.5 －0.03835.4 算计100    （四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。 表23  磨矿分级产品筛析网目通过量累积百分数球磨给矿 （%）球磨排矿 （%）螺旋分级机 底流（%）螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）原 矿 第 一 台 球 磨 机16（毫米）13.68－16＋1020.294.78―10＋615.098.27―6＋216.362.03－2＋14.108.705.94―1＋0.54.176.2813.08―0.5＋0.17.9837.1750.1917.59－0.1＋0.0762.9810.255.2714.57―0.076＋0.0384.5111.544.1615.08―0.03810.8426.066.2852.76算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）92.779.189.537.00原 矿 第 二 台 球 磨 机＋0.151.605.831.60旋流器溢流即铅粗选给矿―0.15～0.10535.0511.1835.0510.20―0.105～0.07625.7323.3125.7312.25－0.076～0.03822.9826.7922.9824.29―0.038～0.0204.107.384.1015.31―0.020～0.00105.5612.765.5610.20－0.010～0.0053.228.053.2218.31―0.0051.764.701.769.38算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）75757538 表24  铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析粒级（毫米）分量百分数%给矿（%）溢流（%）底流（%）球磨机排矿（%）－0.105～0.0762.024.661.09－0.076～0.03815.1515.0029.0221.20－0.038～0.02034.3432.0037.1450.19－0.020～0.01037.3840.0017.2412.95－0.010～＋0.0058.0810.003.9811.3－0.0053.033.007.963.24算计100.00100.00100.00100.00浓度%58.25577.4    注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。     （五）料仓储量：见表25。 表25  料仓贮量料仓类型物料粒度储存时刻（时）有用容积米3（吨）料仓结构特色粗碎受矿仓200～0320；800井下中间矿仓60～02245；539高架式粉矿仓15～0482900；6100″制品仓Pb＋000.2～0 Zn＋0.105～0 S＋0.105～072－9622188；48813装车仓