一、方位：坐落江西省铅山县境内。距上饶市46km、距铅山县25km，均有公路相通。此外，矿区至浙赣线，修建了横永铁路线，在横峰站与浙赣线接轨，全长29km。     二、厂史：五十年代初进行永平矿区地质勘探，1958年上饶区域在此建永平硫铁矿，挖掘硫铁矿石。1968年江西省在矿区东部建造采选800t/日规划的矿山。跟着国民经济发展，国家决议开发永平铜矿，由南昌有色冶金规划院规划规划为日采选矿石10000t，露采效劳年限24年。     三、矿石特性：该矿属矽卡岩型铜矿床，全区七个矿带，围岩为蜕变砂岩、矽卡岩及灰岩等。Ⅱ矿带横贯全区，规划最大，占全区金属量的78.2%，其间又以Ⅱ－4矿体最大占全区铜金属量的56.6%。地质储量：铜硫矿石19490万吨，铜档次0.73%，铜金属130.88万吨，工业储量：矿石9835.73万吨，铜金属70.78万吨，前景储量，矿石9654.27万吨，铜金属60.1万吨。     矿石类型以黄铜－黄铁矿矿石为主，其次为硫铁矿矿石、含铜黑土及褐铁矿铁帽型矿石。矿区内共见矿藏79种，首要有黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、孔雀石、自然铜、针铁矿、赤铁矿、白钨矿、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿等。首要非金属矿藏有石英、柘榴石、透辉石、阳起石、绿泥石、方解石、云母等。     原生铜硫矿石结构首要有浸染、条带状、块状等，矿石以浸染为主，氧化和混合铜硫矿的结构与原生矿石根本共同，含铜黑土首要是呈土状和团块状结构，铁帽中有多孔状、块状、土状结构等。     矿石以晶粒状，包含乳浊、溶离、剩余、碎粒、粉末状等六种结构较常见。     黄铁矿是矿石中的首要铜矿藏，散布广，见于各类型矿石中，他形粒状为主，粒径多为0.09～0.04mm，最大0.5～1mm。     辉铜矿大部分为次生，少量为原生，首要散布在氧化带中，呈浸染桩、不规则状和团块状，粒径诶0.01～0.02mm，最大0.25mm。     金散布广、含量低，但较均匀，一般为0.03～0.05k/t，最高可达5.16g/t，首要赋存在黄铁矿、黄铜矿中。     各种矿石遍及含银，均匀含量在10g/t，高的达117.5～334.13g/t，首要赋存在方铅矿、黄铁矿、黄铜矿中，在方铅矿中有显着富集。     矿石多元素分析和物象分析见表1.矿石密度为3.2t/m3，硬度为8～10，松懈系数1.5。 表1  矿石物象及化学分析项目元素原矿铜精矿硫精矿尾矿多元素分析Cu0.72016.270.3400.158S10.1541.2036.301.30Fe14.5034.1036.407.60CaO4.250.536.574.52MgO0.6710.3270.6540.654Al2O38.851.631.12910.72WO30.0670.0340.0380.076Pb0.626Zn0.78Ag7.00182.208.400.40As0.00450.0320.0100.0020SiO242.642.405.9046.22F0.1200.0180.0320.156物象原生硫化铜0.1133.600.0560.007次生硫化铜0.43811.620.1580.061游离0.1051.020.1220.052结合氧化铜0.0640.0290.0040.038水溶性铜总铜0.72016.270.3400.158绿化率23.5结合率8.89    注：上表为1985年10月份归纳样分析成果。     四、出产概略：露天采出的矿石，由轿车运至选矿厂原矿仓，运距约3km。     碎矿体系分为粗碎、洗矿、中细碎、筛分四个车间，以两个系列平行装备。破碎选用三段一闭路加洗矿的流程，碎矿终究产品粒度为－15mm。     磨浮流程是一段磨矿、铜硫混合浮选、混合精矿再磨后铜硫分选。整个磨浮分为两个独立的体系，以及一个矿泥独自浮选体系。     一段磨矿细度为－200目68%，选用Φ5.03×6.4m溢流型球磨机与660mm×6水力旋流器组构成闭路磨矿。混合精矿再磨细度为－200目99%，选用Φ3.2×4.5m溢流型球磨机与Φ350mm×8水力旋流器组构成闭路磨矿。     铜硫混合浮选流程为一粗二扫，每个体系的粗、扫选作业均选用6台14.4m3充气式浮选机。铜硫分选流程为一粗一扫二精，粗、扫选选用12台上述浮选机，隔成两个体系，精选选用2.8m3A型浮选机，每个体系6槽，一精4槽二精2槽。     从Φ45m洗矿稠密池底流，进入矿泥浮选体系，选用2.8m3A型浮选机，粗选6台，扫选4台，精选2台，但由于洗矿螺旋返砂含水太高，皮带无法运送，所以选矿体系未投入使用。     铜、硫精矿经脱水外运。铜精矿直销贵溪冶炼厂。硫精矿供应苏、浙、闽、赣的几十个化工、硫酸、磷肥等供应商。     五、工艺流程：选厂出产流程见下图。图  永平铜矿选厂出产流程 因故图表不清，需要者可来电免费讨取     六、出产目标：选矿厂于1984年10月23日按日处理原矿5000t试出产。试出产标明，工艺流程根本合理适应性较强，首要设备才能根本上能到达规划目标。出产目标见表2。 表2  永平铜矿选矿厂目标项目单位前期出产规划目标1985年1986年1987年处理 矿量t/d 万吨/年10000 3304670 155.6189.6247.75原矿 品尝Cu% S%0.70 12.500.717 12.640.7620.717 11.41精矿 档次Cu% S%22 4216.04 40.3918.4318.54 44.31精矿 含量Cu万吨/年 S万吨/年1.7325 83.4820.7717 36.1301.08041.4279 60.94回收率Cu% S%75 8569.40 74.1774.7680.43 75.46     七、耗费目标：见表3。 表3  选矿厂首要材料耗费项目单位耗费项目单位耗费（一）药耗 黄药 2#油 石灰g/t g/t kg/t185 65 16.59（三）水耗 回水 鑫水% m3/t5 5.186（二）钢耗 钢球 衬板 筛网kg/t kg/t kg/t2.057 0.14 0.002（四）电耗 碎矿 磨浮 其它°/t °/t °/t °/t2.13 24.98 7.07 0.588     八、首要设备才能：见表4。 表4  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、破碎t/台·h产品粒度排矿口 宽度矿石松懈密度粗碎1.5×2.1m颚式破碎机2550350mm中碎Φ2.2m标准圆锥破碎机28080mm细碎Φ2.2m短头圆锥破碎机4237.540mm二、磨矿分级t/台 h给矿粒度一段Φ5.06×6.4m溢流型球磨机2208.515mm 5%～10%二段Φ3.2×4.5m溢流型球磨机221.4三、浮选m3/d作业浓度%混选粗校：CHF－X14.4m243081627扫选：CHF－X14.4m242577624.05铜硫 分选粗选：CHF－X14.4m89979.225扫选：CHF－X14.4m4921.623.6铜精选一次：XJK－2.8浮选机82145.611.7二次：XJK－2.8型4532.810.7四、脱水t/m2h给矿浓度排矿浓度（水份）精矿密度浓缩Φ45m浓缩机（铜精矿）10.525%60%4.4t/m3Φ45m浓缩机（硫精矿）2123.5%60%4.6t/m3过滤60m2圆盘过滤机（铜精矿）30.160%11%水份60m2圆盘过滤机（硫精矿）70.460%18%水份    九、选矿本钱：见表5。 表5  1985年选矿出产本钱项目吨矿耗费本钱（元/t）项目吨矿耗费本钱（元/t）钢球2.057kg2.245电34.768°3.808丁黄药0.029 kg0.322水5.494m0.495乙黄药0.093 kg0.28出产工人薪酬0.272#油0.065 kg0.161出产工人附加薪酬0.025石灰16.59 kg0.83直接本钱11.296衬板0.468车间经费1.526运送皮带折旧0.638备件大修基金0.483其他材料车间本钱12.822     十、设备负荷率：见表6。 表6  首要车间及设备负荷率、作业率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率%作业率%一、碎矿 粗碎机 中碎矿 细碎矿15000t/d 21000t/d 17000t/d47 82二、浮磨 磨矿机 浮选机10000t/d 0.89t/m3·h·（按重生－200目计）75 7562 62三、脱水 铜过滤机 硫过滤机t/m2·d 4.8 4.8    十一、尾矿处理：尾矿栈桥及尾矿库占地面积为3905.5亩，规划库容为4000万m3，运送间隔3200m，效劳年限为34y。     尾矿库共设置五个尾矿坝，初期仅建一号坝和二号坝，坝顶标高为109.6m，因下流有农田，所以定为Ⅱ级坝，一号坝为堆石坝，坝高22.6m。二号坝为重力式均质土坝，坝高10.4m。     规划尾矿排放干量为241万t/y，尾矿浓度25%，尾矿运送为双线式（一线作业，一线备用）。从磨浮车间排出的总尾矿，经过一号流槽自流到一号砂泵站，经过Dg500铸铁管由泵扬送680m至一号结合井，经二号流槽经二号砂泵站的矿浆分配槽，再经三号流槽送至二号结合井后，分别由长度为270m和470m的两条铸铁管，自流至一号坝和二号坝，经矿浆涣散管排放至各坝内。     尾矿水作为回水在选厂使用，回水竖井为Φ2.0m，井底标高为130.7m，井顶标高148m，在到达自流回水标高135m曾经，选用移动泵房运送，尾矿回水泵房设于库内，尾矿水经Dg600铸铁管扬入回水竖井内，经过回水地道经由Dg800自流管，自流至选厂120m标高的5000t回水池。枯水期回水占选厂用水的90.4%，其它时期占26.6%。     十二、出资作用：永平铜矿根本建造总出资（不含铁路部分）32574万元，单位出资98.71元/t·y，选矿部分（包含尾矿处理）出资8622万元，单位出资26.13元/t·y。选矿部分现在已转入固定资产总值6890万元，1985年提取折旧费99.3万元，选矿厂首要效益见表7。 表7  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（y）江西铜业公司统借统还厂商出资收益率（元/100元）0.78全员劳动出产率（t/d·人）8.4工人劳动出产率（t/d·人）9.3每吨原矿按装功率（kW/t·d）4.41选矿厂员工总人数546其间：工人           技术人员           管理人员           效劳人员476 25 28 17归纳使用： 铜精矿含银量157g/t

一、方位：坐落云南省大姚县北六苴镇。距县城约45km，有公路相通，距成昆铁路的广通站约198km。     二、矿石特性：大姚六苴铜矿属湖相堆积型含铜砂岩矿床。矿石为灰白色坚固长石石英砂岩。为单一含铜矿石，现在有收回价值的首要金属为铜，原矿含银11.4k/t，顺便收回到铜精矿中。按氧化率凹凸可将矿石分为氧化矿、混合矿和硫化矿。脉石矿藏以石英、长石为主，约占93%，次为方解石、粘土矿藏及少数绿泥石、氢氧化铁、氢氧化锰等。硫化矿以辉铜矿为主，次为孔雀石、铜兰，黄铜矿含量很少。氧化矿以孔雀石为主，次为兰铜矿。辉铜矿呈细点状较均匀地涣散嵌布于矿石中，粒度一般为0.017～0.085mm，其间0.017～0.051mm约占55%，0.051～0.085mm约占33%。孔雀石多呈粗细不均匀点状浸染在石英或方解石中。粒度为0.04～0.25mm的约占67%，0.25～5mm约占33%。     矿石密度2.68t/m3，松懈密度1.60t/m3，堆积角34.5°，矿石硬度，规划f10～12，出产f15～18。     三、厂史：氧化矿选厂和硫化矿选厂别离投产于1976年5月1日和1980年4月1日。选厂规划规划：氧化矿选厂1500t/d，两个体系：硫化矿选厂为3000t/d。投产往后，因为挖掘条件及选厂碎矿设备才能影响，未到达规划要求，82年云南省冶金局核定成果为氧化矿选厂800t/d。硫化矿选厂2200t/d。     四、出产概略：规划时矿石的地址储量为2404.66万吨，铜档次1.27%，铜金属量306165t，其间氧化矿石757.98万吨，铜档次1.20%，铜金属量90585t，硫化矿石16.46.68万吨，铜档次1.31%，金属量215495t。1972年部审定成果，矿石的地质储量2807.48万吨，档次1.32%，金属量369854t，矿石的工业储量2224.92万吨，档次1.30%，金属量288607t。到1986年末方案保有的工业储量：氧化矿434.82万吨，档次1.34%，金属量52612.5t，硫化矿1247.4万吨，档次1.39%，金属量172766.7t。前景储量：氧化矿石44.5万吨，档次1.06%，金属量4733t，硫化矿石534.2万吨，档次1.42%，金属量75794t。规划效劳年限15～20年。     大姚六苴矿床为缓歪斜中厚矿体，规划将矿体区分十一中段，上部1～4中段为氧化矿挖掘矿段，下部5～11中段为硫化矿挖掘矿段。     氧化矿选厂和硫化矿选厂均为三段一闭路碎矿、阶段磨矿和会集浮选（氧化矿选厂碎矿流程原规划有脱泥洗矿规划，但出产上一向没有选用）。前者选用三段脱水，后者为两段脱水。两厂产品均为铜精矿，由轿车运到成昆线的黄瓜圆车站，再由火车运往昆明云南冶炼厂。近两年加强了对伴生银的归纳收回研讨，使银的收回率有了进步。往后氧化矿选厂要全面进步质量目标，采纳优先浮选，粗精再磨，磨矿分级自控及全面质量管理等归纳方法，使收回率和精矿档次有较大打破。选用下降碎矿粒度、进步磨机台效、更新浮选柱、推行耐磨材料等方法，以下降两个选厂的选矿本钱。进一步进步银的收回率。     五、工艺流程及首要设备：     （一）榜首选厂：棒磨、球磨两段磨矿，球磨排矿给到ф2000mm单螺旋分级机，再由ф500mm旋流器操控分级。浮选一个体系用浮选柱，一个体系用浮选机，均为一粗、二扫、二精，中矿返到粗选。流程图见图1。图1  大姚一选厂工艺流程     首要设备：PX500/75旋回破碎机1台PYB－1200标准圆锥破碎机1台PYD－1750短头圆锥破碎机1台SZZ1800×3600振动筛1台MBY2100×3棒磨机2台MQG3200×3100格子型球磨机2台FLG－2000单螺旋分级机2台ф500旋流器6台GHF－X14浮选机10台350GFZ－ф500×8000浮选柱1台300GFZ－ф3000×7000浮选柱1台3000GFZ－ф3000×6000浮选柱1台6A浮选机14台TNB－18周边传动浓缩机2台PG58～27/6盘式真空过滤机1台2.2×14顺流浆液式干燥机1台     （二）第二选厂：磨矿选用三段磨矿旋流器操控分级工艺流程，浮选选用两次粗选，一次扫选，四次精选，粗精矿再磨再选流程。流程图见图2。图2  大姚二选厂出产流程 因故图标不清，需要者可来电免费讨取     首要设备：B700液压旋回破碎机11台ф2200标准圆锥破碎机11台ф2200短头圆锥破碎机11台ф1800×3600自定中心振动筛31台ф2700×3600棒磨机21台ф3200×3100格子型球磨机41台ф2400高堰式双螺旋分级机21台ф500旋流器101台6A浮选机1281台ф1500×3000溢流型球磨机21台ф300旋流器81台ф18m周边传动浓缩机21台68m2圆盘过滤机1台     六、出产目标：见表1和表2。 表1  选厂规划目标时刻日处理矿量 t原矿档次%精矿档次 %收回率 %精矿量精矿含铜t/dt/yt/dt/y榜首选厂前8年15001.001378902970011.73861后8年25.091.12188579.52623514.304722.3第二选厂前6年30001.20359193.53088332.7610811后6年30001.263597101.43346235.4911711.7 表2  首要出产目标项目选厂称号单位历时最好水平1980年1981年1982年1983年处理矿量一选厂t/d398759694750700t/y25.0921.4717.8822.2822.40二选厂t/d1504959115312761290t/y42.7220.3225.0533.9339.00原矿档次一选厂%1.1461.0451.1461.1121.01二选厂%1.3461.1371.3261.2331.273精矿档次一选厂%18.0814.5814.8515.3016.44二选厂%34.8331.6030.2430.3433.09精矿含量一选厂万吨/年0.1920.1420.140.170.16二选厂万吨/年0.4510.2080.3180.3830.447收回率一选厂%70.6363.4866.9869.0470.39二选厂%91.4989.9690.2291.4990.06 附表项目选厂称号单位历时最好水平1984年1985年1986年1987年处理矿量一选厂t/d398761898t/y25.0922.1125.09二选厂t/d150413791504t/y42.7233.3742.72原矿档次一选厂%1.1461.0731.081二选厂%1.3461.3461.181精矿档次一选厂%18.0817.7918.08二选厂%34.8334.8334.55精矿含量一选厂万吨/年0.1920.1610.192二选厂万吨/年0.4510.4430.451收回率一选厂%70.6368.0270.63二选厂%91.4988.0989.34    七、材料耗费、本钱和劳作出产率：见表3。 表3  材料耗费、本钱和劳作出产率项目选厂 称号单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年1986年1987年丁基黄药一选厂k/t439382334287237196二选厂k/t3072571931191151062#油一选厂k/t596166605381二选厂k/t869772545944一选厂k/t124711781149110010821036二选厂k/t294242247275312288二选厂k/t256194181182145135钢球一选厂kg/t2.442.5012.3612.4092.522.394二选厂kg/t2.372.1782.4672.7162.9532.70钢棒一选厂kg/t0.7180.730.8580.6800.6940.65二选厂kg/t0.9410.8290.7860.780.8680.798全厂电耗一选厂°/t41.846.3645.3443.944.3038.5二选厂°/t46.0138.7336.9535.4634.3530.72磨浮车 间电耗一选厂°/t32.1633.6530.8二选厂°/t31.6831.5631.35选矿本钱一选厂元/t15.9316.2215.1313.9515.3313.39二选厂元/t16.9812.5511.4911.1211.1211.11车间本钱一选厂元/t2.3294.0183.9484.0083.59二选厂元/t1.8592.972.3122.9762.291全员劳作 出产率一选厂t/人、月41.333.0545.0354.8059.6066.0二选厂t/人、月41.643.0562.4989.6099.38107.91工人劳作 出产率一选厂t/人、月51.2441.9357.1062.8071.4081.10二选厂t/人、月51.8753.7080.13118.80122.47132.68    八、三废管理：     （一）尾矿库：规划库容1165m3，现已堆存300万米3，剩下库容865m3，规划效劳年限25年，剩下效劳年限15年。 尾矿坝结构为堆石坝，筑坝方法选用坝前涣散冲击式，放矿设施为尾矿大坝底设冲矿管。     （二）尾矿运送：氧化矿选厂浮选尾矿自流至砂泵站，经三级泵站扬至尾矿坝。全程3697m，浮选尾矿至榜首级砂泵，全程2900m，用沟槽运送，斜度为1.45%。各级泵站相对高差均为30m（用6pH砂泵）。硫化矿选厂尾矿用ф125mm旋流器进行分级，＋19μ到井下充填采空区，－19μ进入尾矿坝，选用沟槽与倒虹吸管相结合方法运送，全程2500m。     九、其它：     （一）原矿多元素分析，见表4。 表4  原矿多元素分析CuSSiO2Al2O3MgOCaOFeMnPbZnAg k/t氧化矿1.1380.183.730.583.202.537.88硫化矿1.400.3182.03.500.823.711.650.03700.13.91混合矿1.400.3080.143.910.884.451.920.02400.111.20     （二）矿石物相分析：见表5。 表5  物相分析产品铜物相铜档次 %氧化矿硫化矿全铜1.2141.092游离氧化铜0.5710.07原矿结合氧化铜0.2480.039硫化铜0.3950.983氧化率 %67.4610.00结合率 %20.433.57精矿全铜17.44游离氧化铜0.503结合氧化铜0.515硫化铜16.422氧化率 %5.84结合率 %2.95尾矿全铜0.3520.108游离氧化铜0.1110.025结合氧化铜0.200.029硫化铜0.0410.054氧化率 %88.3550.0结合率 %56.8226.85

一、方位：坐落江西省东乡县城东北7km处，有公路相通，并有6.5km铁路专线与浙赣路相连。     二、厂史：东乡铜矿始建于1958年，原为东乡钢铁厂的采矿车间，在采铁过程中发现铜矿石。1973年曾经只处理铁矿石，1973年出产转至由南昌有色冶金规划院规划的2000t新选厂，其间铁体系800t/d，铜体系1200t/d。1979年后铁出产完毕，转入铜出产，但井下挖掘条件差，供矿才能仅能到达550t/d左右。现正在进行西区开发可行性研究。     三、矿石特性：本矿是中、低温热液告知充填，以铜为主的铜、铁、硫、钨归纳性矿床。矿床内有6个铜矿体，5个硫矿体。4个铁矿体，8个钨矿体，矿体空间散布自上而下是钨、铁、次生富集铜、原生富集铜。     首要矿石类型有辉（斑）铜黄铁矿、黄铜黄铁矿、含铜胶状黄铁矿。     首要铜矿藏有辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿、其次有铜兰、硅孔雀石、赤铜矿、胆矾、兰铜矿、黝铜矿等，其他金属矿藏首要有黄铁矿、胶状黄铁矿，其次有白铁矿、赤铁矿、褐铁矿。首要脉石矿藏有石英、高岭土、叶腊石、绿泥石、绢云母、方解石、白云母及少数碳类矿藏。矿化围岩首要有砂岩、页岩、砂页岩，其次为花岗斑岩、结构角砾岩及少数绢云母岩。     矿岩物理性质见表1，化学性质见表2。 表1  矿岩物理性质矿岩密度（t/m3）松懈密度，t/m3硬度（f）天然安眠角矿石2.87～3.21.48～1.566～837°～39°岩石2.751.48～1.563～837°～39° 表2  矿石物象及化学分析项目元素原矿精矿尾矿物象全铜1.2817.460.275原生硫化铜0.3825.390.045次生硫化铜0.80811.5260.175氧化铜0.0900.5440.055氧化率 7.03%多元素分析Cu1.2817.460.275S10.0839.338.13Fe22.4234.8922.07Bi0.0550.240.042CaO0.5120.1510.693MgO0.3680.1510.477SiO245～503～547～52Al2O35～71～24～6Ag（g/t）5.8613.4     四、出产概略：选用分层和无底柱分段崩落法挖掘矿石，因为矿体断层多，改变大，矿岩不稳固，地压大，井下挖掘困难，供应选矿厂的矿石汉尼多，含水高，档次动摇大，因而，选厂出产比较被迫。     自投产以来，规划院和矿山做了许多改造作业，近几年出产日趋安稳，流程根本疏通，设备事端削减，一般能确保600t/d的日处理才能，假如要求到达1000t/d或更高的才能，有必要进一步更新改造。现在，破碎出产才能100t/h，破碎粒度20～25mm，两个破碎体系轮换运用，为使终究碎矿粒度到达－15mm，现着手将一次筛洗二段破碎改成二次筛洗三段破碎，添加一台Φ1520液压圆锥破碎机。磨矿的台时才能一般小于25t，因为碎矿粒度太粗，致使过磨和欠磨现象严峻，为习惯矿石性质拟将一段磨矿改为二段磨矿（粗精再磨、扫精再磨或富尾再磨）计划。优先浮选将一次粗选作业改用丁铵黑药，用以进步精矿档次。     矿山终究产品为铜精矿，硫精矿，银在铜精矿中可达计价标准。铜精矿供应给本公司贵溪冶炼厂，硫精矿用户多变，本省及浙、鄂、宁等省均有供应点。     五、工艺流程：东乡铜矿选厂出产流程见下图。图  东乡铜矿选厂出产流程 因故图表不清，需要者可来电免费讨取     六、出产目标：见表3。 表3  东乡铜矿选矿厂历年首要出产目标项目单位规划前史最好水平19801981198219831984198519861987处理矿量t/d 万吨/年1000 33558.9 18.61421 12.28433 13.03356 10.13450 15.35527 17.71558.9 18.6118.819.789原矿档次Cu % S %1.58 10.91.57 9.671.42 9.671.05 7.821.57 8.101.32 7.791.23 8.281.32 9.141.871 8.911.898 30.45精矿档次Cu % S %15 3524.50 41.3021.39 42.3020.14 37.4324.50 36.6523.86 29.2020.69 27.6421.60 40.6622.29 39.2221.85 36.55精矿含量Cu t/y S t/y0.5850.2160.1590.1230.1550.1810.1880.2160.3013 0.48640.3279 8.1778收回率Cu % S %93 67.4791.15 35.8391.1590.13 28.0988.60 30.0090.88 35.6587.63 35.8388.70 30.0789.02 30.3388.69 35.98     七、耗费目标：见表4。 表4  选矿厂首要材料耗费项目单位198019811982198319841985黄药k/t100135155197121139丁铵k/t14.318.32#油k/t10011213810790101石灰kg/t10.512.99.710.414.611.7钢球kg/t1.441.601.431.451.872.07新水m3/t7.75.56.07.52.83.8电全厂°/t41.641.743.547.046.344磨浮°/t36.5     八、首要设备才能：见表5。 表5  选矿厂首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿t/h·台产品粒度，mm排口宽度，mm矿石松懈密度粗碎颚式破碎机600×9002130≤130801.8中碎液压圆锥破碎机Φ17501160≤3016细碎二、磨矿分级给矿粒度，mm磨矿细度，－200目%一般格子型球磨机Φ2700，Φ2100326.580%≤2.540双螺旋分级机Φ2000，Φ15002 126.590%≤260～65三、浮选m3/t·d作业浓度给矿粒度，mm选铜6A浮选机2.8m3360.225%～28%≤0.15四、脱水t/m2·d给矿浓度 %排矿浓度 %精矿密度浓缩中心传动浓缩机Φ1800010.7650～604.4过滤圆盘过滤机27m220.3t/m2·h55884.4    九、选矿本钱：见表6。 表6  选矿出产本钱序号项目单耗单价金额（元/吨）1首要材料 钢球 衬齿板 丁黄药 丁铵黑药 2#油 石灰机油 运送带 滤布kg/t 2.07 0.029 0.0958 0.018 0.101 11.70 0.10 0.185 0.00153m2 0.01m20.865 2.00 3.00 5.50 3.00 0.045 0.66 1.85 110.0 6.501.79 0.058 0.287 0.099 0.303 0.53 0.066 0.292 0.168 0.0652辅助材料1.263新水3.84m30.100.3844电44.04°0.093.6935出产工人薪酬0.976出产工人附加薪酬0.107固定资产折旧2.158大修基金1.299车间经费0.373选矿单位本钱14.15精矿单位本钱924.05     十、设备负荷率：东乡铜矿选厂首要车间的设备负荷率、工作率见表7。 表7  首要车间及设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率%工作率%一、碎矿车间1000t/d64.065.0中碎机 细碎机二、磨浮车间1000t/d磨矿机 浮选机1.22t/m3·h（按重生－200目核算） 6.6t/m3·h65.385.0 87.0三、脱水车间铜 60t/d 硫 90t/d过滤机铜 0.123t/m2·h 硫 0.185t/m2·h50.0 50.075.0 75.0     十一、尾矿设备：选厂尾矿库有鸟石源、东塘源、雅源龙，库容分别为200万m3、140万m3和448万m3。现运用鸟石源库，最大库容可达320万m3，现已消失库容约120万m3，按处理才能20万t/y计，还可效劳11年。出资82.92万元。     尾矿库基坝为均质土坝，外坡1∶3，坝高15m，坝长150m，子坝用沉积在坝前的尾砂以1∶5的坡面人工堆坝，子坝覆面规划用黄土，出产中改用井下废石。     尾矿用瓦曼泵一次扬送至集流井，高程70m，长度345m，然后用明沟自流至尾矿库坝头。尾矿浓度15%～20%，用涣散管排放，粗、细粒天然分级，年排放量约90～100万t。尾矿回水在肯定标高93m以下用泵扬送至选厂，此标高以上则经过溢流井至断面约为2m2的地道自流至选厂，回水运用量在50%以上，余水有排洪道排出。     含Cu＋＋大于50mg/L的井下酸性水送至置换池，收回海绵铜，置换尾水和低Cu＋＋酸性水扬送至尾矿库，中和尾矿水，避免选厂管道结钙。     十二、出资作用：厂商总出资4823万元，选矿部分出资2357万元。厂商固定资产原值4042万元，净值3477万元。选矿厂首要效益目标见表8。 表8  选矿厂首要效益目标全员劳动出产率（t/d·人）2.62（1985年）工人劳动出产率（t/d·人）3.00（1985年）每吨原矿按装功率（kW/t·d）员工总人数215其间：工人           技术人员                 效劳人员及其他186 12 17归纳利用：   伴生金属含量 已收回金属Ag5.8 k/t 铜精矿含Ag 61g/t

该厂于1958年基建，1960年投产，设计才能为10000t/d，历年出产处理才能最高可达13000t/d，是我国最大的铜矿选矿厂之一。 该矿有折腰山（一采场）、火焰山（二采场）两个采场，现一采场露天完毕已转入坑下挖掘，二采场亦将完毕，故出矿才能下降至4000t/d。 （1）          矿石性质：该矿为典型的含铜黄铁矿矿床。矿体产于蜕变角斑凝灰岩中，近矿围岩有石英钠长斑岩和石英角斑岩，矿体与围岩受蜕变效果，上部为氧化带、次生富集带，下部为原生带，其间次生富集带非常发育，深度达80m，构成矿石类型繁复，成分杂乱。 矿石天然类型可分为块状含铜黄铁矿石（简称块状矿）、浸染状铜硫矿石（简称浸染矿）、块状铜锌黄铁矿石（简称铜锌矿）三种。矿量曾经两者为主，铜锌矿所占份额较小。按矿石中矿藏的结构结构则可分为浸染状、细密块状两类，块状矿与铜锌矿可归属细密状类型。 矿石中首要有用成分为铜、硫、锌，也有稀贵金属金、银、硒、碲、铟、等，详见原矿多元素分析下表。 原矿多元素分析（1986年材料）项目Cu,%Zn,%Pb,%Cd,%S有用Fe,%块状矿 浸染矿 铜锌矿1.41 1.16 0.750.30 0.07 2.40.063 0.03 0.5710.0026 0.0142.40 6.60 26.3039.15 11.05 24.45项目As,g/tAu,g/tAg,g/tSiO2,%CaO,%Al2O3,%块状矿 浸染矿 铜锌矿0.023 0.012 0.05150.80 0.1017.87 3.339.74 60.26 25.960.80 0.79 1.112.12 8.07 1.35 块状矿中金属矿藏首要为黄铁矿、黄铜矿、其次为辉铜矿、铜蓝、闪锌矿、方铅矿、铅矾、磁铁矿、褐铁矿、磁黄铁矿均稀有。脉石矿藏有石英、阳起石、绿泥石、绢云母等。块状矿最大的特点是金属矿藏占矿石含量的92~95%，且黄铁矿占85%以上，脉石矿藏仅占5~8%.该类型矿含铜档次动摇大，高者达8%，低者小于0.5%，均匀2~3%。矿石中铜矿藏与黄铁矿细密共生，呈块状结构，铜矿藏以原生硫化铜为主，次生硫化铜次之，氧化铜较少。铜矿藏结晶粒度粗细不均，最大颗粒1~2,mm,最小颗粒0.01mm，铜蓝结晶颗粒较粗，黄铜矿结晶较细，颗粒在0.074mm以下者占90%。矿石密度4.5t/m3，松懈密度3.0t/m3，普氏硬度8~10。 浸染矿中首要金属矿藏有黄铜矿、黄铁矿，其次为少数铜蓝、辉铜矿、闪锌矿、白铅矿、磁铁矿、褐铁矿，方铅矿很少见。脉石矿藏首要有石英，其次有绿泥石、绿帘石、绢云母。黄铜矿与黄铁矿八成呈集合体嵌布在脉石中，黄铁矿仍是矿石中含量最多的金属矿藏，约占总量的24~27%，常以自形晶、半自形晶和粒状集合体产出，嵌布粒度在0.1~0.5mm之间，但部分与黄铜矿、铜蓝在一起的颗粒较细。铜矿藏呈细粒不均匀浸染，嵌布粒度较块状矿粗。浸矿含铜档次0.4~2%，含硫5~15%。矿石密度3.0t/m，松懈密度2.0t/m3。 铜锌矿中首要金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、铁闪锌矿、黄铜矿，其次有辉铜矿、铜蓝、方铅矿、硫砷铜矿及少数毒砂，脉石以石英为主。铜矿藏、锌矿藏及黄铁矿互相细密共生，颗粒极细，铜矿藏多在0.02~0.04mm之间，最小者可达0.005mm，闪锌矿呈带状、板状或细脉状结构，粒度小于0.023mm约占50%，黄铁矿占矿石总量的70%以上，多为细粒晶体。铜锌矿较块状矿难磨，特别次生铜锌矿细磨时，铜蓝易泥化，闪锌矿被铜离子活化，使铜、锌矿藏可浮性差异更小，故此类矿石难苦难选。铜锌矿含铜0.4~1.0%，含锌2~5%，一般锌档次高出铜档次2倍以上。

一、方位：坐落云南省东川市，处于落雪、因民与新村之间。有两条公路连通昆明。     二、矿石特性：属中温热液蜕变层状矿床和似层状矿床，是一特大型氧化矿床。矿体长3.2km，深780m，均匀厚度40余m。矿体及围岩裂隙发育，氧化程度深，全区B＋C级储量为：矿石量2.3822亿吨，铜档次0.64%，铜金属量152.68万吨。     含铜矿藏以孔雀石为主，硅孔雀石次之，还有少量兰铜矿、赤铜矿、砷钙铜矿、绿砷铁铜矿、水胆矾。硫化铜矿藏以斑铜矿、黄铜矿为主，辉铜矿、铜兰次之，还有少量砷黝铜矿、硫砷铜矿。其它矿藏有黄铁矿、针铁矿、褐铁矿，脉石矿藏以白云石为主，石英次之，还有少量绢云母，长石、电气石、金红石和泥质。     原生硫化矿呈散点状及脉状嵌布，且多已氧化，黄铜矿及斑铜矿常见被辉铜矿及铜兰告知，氧化铜呈单体的较少，多与脉石呈色染体，少量与褐铁矿连生，斑铜矿及黄铜矿一般是0.02～0.1mm，辉铜矿及铜兰为0.01～0.02mm。矿石硬度f＝6～8，密度2.8t/m3，松懈密度1.64t/m3。     汤丹选矿厂现在处理零散矿点马柱铜矿石，已挨近结尾。该矿石氧化矿藏以孔雀石为主，硅孔雀石次之，硫化矿藏以斑铜矿、辉铜矿为主，黄铜矿、铜兰次之。其它矿藏有黄铁矿、褐铁矿；脉石矿藏以硅化含砂白云岩为主，石英次之，硫化铜矿藏的最大嵌布粒度0.025mm，一般为0.002～0.004mm，最小0.00015mm。物理性质与主矿体汤丹矿根本类似。     三、厂史：选矿厂规划规划为年处理原矿量56.1万吨，实践为16.0万吨。1958年进行基建，1960年停建。1971年修定原规划，在原基础上进行一期工程建造，1973年4月建成投产。因为地质杂乱，出矿不正常，选厂投产以来一向未达产，年产铜量一向在规划的三分之一左右徜徉。因为矿山经济效益差，二期工程一向未开端。该厂全体规划效劳年限40年，一期工程规划效劳年限14年。     四、出产概略：矿石为露天开采，索道运送。破碎为三段开路流程，其间索道运矿前进行一次开路粗碎，在第三段前设预先筛分。磨浮流程原规划为阶段磨矿阶段选别，两头粗选精矿兼并第三次精选，投产后改为阶段磨矿集中选别，两头粗选泡沫别离精选。终究铜精矿输往东川矿务局落雪选矿厂脱水车间处理。浮选收回铜时顺便收回银，归纳利用程度低。     五、工艺流程：拜见下图。图  汤丹选厂出产流程 因故图表不清，需要者可来电免费讨取     六、出产目标：见表1。 表1  首要出产目标项目单位规划前史最好水平1975年1980年1981年1982年12345678处理量t/d1700115875399510611015万吨/y15.1027.239.7220.3019.2120.70原矿档次Cu%0.661.251.140.670.670.63精矿档次Cu%13.0017.289.1014.9114.4316.44精矿含铜量万吨/y2.0530.9230.6130.6100.6100.56收回率%72.074.4650.5167.6868.8569.77 附表项目单位规划前史最好水平1983年1984年1985年1986年1987年123456789处理量t/d17001158115811131026万吨/y15.1027.2317.6719.0316.10原矿档次Cu%0.661.250.630.650.76精矿档次Cu%13.0017.2816.7517.2817.66精矿含铜量万吨/y2.0530.9230.490.530.52收回率%72.074.4673.3824.4675.04    七、耗费目标：见表2。 表2  材料耗费、本钱、劳作出产率项目单位规划前史最好水平1975年1980年1981年1982年1983年123456789黄药g/t488154767398224206158″4076106164144144130″1518132522161825216821921410乙二胺″6084886065硫酸铵″232413174159151131钢球kg/t1.00.8303.2980.8580.8300.9180.945水m3/t4.4123.04.02.52.52.52.5电耗全厂°/t34.634.8653.7039.8139.2537.1435.10磨浮″31.1431.3748.9636.3035.3333.4431.59本钱全厂元/t10.609.1014.1011.0211.189.789.10车间″6.037.0113.478.789.057.997.01劳作生 产率全员t/人·月198.2199.1030.3473.8697.4679.5073.56工人″227.07126.7840.9194.5093.61105.2098.46 附表项目单位规划前史最好水平1984年1985年1986年1987年1988年123456789黄药g/t488154154139″4076455154″151813251325117乙二胺″606770硫酸铵″2324131177179钢球kg/t1.00.8301.0461.079水m3/t4.4123.02.52.5电耗全厂°/t34.634.8634.8634.65磨浮″31.1431.3731.3731.29本钱全厂元/t10.609.109.8910.50车间″6.037.017.287.29劳作生 产率全员t/人·月198.2199.1074.4366.70工人″227.07126.7894.9483.37    八、首要设备才能：见表3。 表3  设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿t/台·h产品粒度mm排矿口宽mm矿石松懈密度t/m3粗碎 中碎 细碎600×900复摆颚式破碎机 PYB1650标准圆锥 PYD2200短头圆锥1 1 1112.3 378 290－200 －100 －1875～200 25～60 5～151.64 1.64 1.64二、磨矿、分级t/台·h给矿粒度mm给矿细度－200目%Ⅰ段 Ⅱ段3200×3100球磨机 3200×3100球磨机1 171 71－18 －345 88三、浮选m3/t·d作业浓度%磨矿细度－200目%粗选 精选 扫选7A 6A 7A34 32 81.5 0.89 1.3840 11 4238 ″ ″     九、选矿本钱：见表4。 表4  选矿本钱序号项目单耗，kg/t矿单价，元/kg金额/元/t1辅助材料 钢球 黄药乙二胺 硫酸铵1.100 0.150 1.200 0.130 0.070 0.2000.76 2.73 0.61 2.32 5.50 0.280.836 0.4095 0.732 0.3061 0.385 0.0562电，°/t34.650.0782.70273出产工人薪酬0.324出产工人附加薪酬0.035固定资产折旧6大修基金7车间经费 车间单位本钱 精矿单位本钱0.40 0.70 6.87     十、设备负荷率和工作率：见表5。 表5  设备负荷率、工作率车间、设备称号归纳出产才能（额外）负荷率，%工作率，%一、碎矿车间   中碎机   细碎机2300t/d 5990″ 2300″22.7 35.560 60二、磨浮车间   磨矿机   浮选机1700″ 71t/h 2.35m3/t·d83.14 10090 90     十一、三废处理：尾矿明渠自流进小江，每年排放尾矿约16万吨。     十二、出资作用：     （一）总出资及单位出资：厂商总出资2816万元；单位出资50.3元/t·y。     （二）选矿出资及单位出资：选矿部分出资729万元；单位出资13元/t·y。     （三）选矿固定资产总值及净值：固定资产总值10882477.43元；净值9180365.71元。     （四）目标完结状况：到1985年厂商比年亏本，亏本额如表6。 表6  各年亏本额年份1973747576777879808182838485亏本额 万元11.570.1135.144.5153.9331271297.9181.6194127.7195.8160     （五）选矿厂首要效益目标：见表7。 表7  选矿厂效益目标厂商出资收益率（元/100元）2.08全员劳作出产率（t/人·d）前史最好：5.79  1983年：5.79工人劳作出产率（t/人·d）前史最好：7.24  1983年：7.24每吨原矿装置功率（kW/t）0.0083员工总人数200人其间：工人           技术人员             效劳及其它160人 15人 25人归纳利用伴生金属 Ag     十三、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表8。 表8  物相及化学分析项目元素原矿精矿尾矿物相结合氧化铜 游离氧化铜 活性硫化铜 慵懒硫化铜0.117 0.238 0.233 0.0450.57 6.51 9.71 0.410.095 0.098 0.023 0.016氧化率 %56.0841.0983.19结合律 %18.483.3140.95多 元 素 分 析Cu SiO2 Al2O3 Fe2O3 CaO MgO Mn S      Ag  g/t0.633 23.13 1.61 1.56 22.03 14.82 0.264 0.138 3.7217.20 19.20 3.83 9.57 12.40 9.3487.000.232 22.60 2.64 2.83 21.99 13.961.60     （二）产品质量规划：见表9。 表9  产品质量规划时刻精矿档次 Cu %收回率 %1984年底1774.51987年底1876.01990年底2080.0

“ABC”工艺流程有如下特点：  1）自磨机开路作业，能充分发挥其生产能力。  2）用细碎机破碎难磨颗粒，避免采用半自磨所需要的高质量钢球和衬板。  3）细碎产品经矿仓贮存后，再进入球磨机，可以调整球磨给矿量，使整个系统生产能力稳定。  4）选用了国产最大型的ф7500×2800mm自磨机和ф3600×6000mm球磨机，引进了350/300mm（14/12in）瓦尔曼泵并配有液力偶合器进行调速及660mm（26in）克鲁伯水力旋流器作一段磨矿的分级设备，并选用了JJF-16浮选机作粗、扫选，使用效果好，尤以16m3浮选机更为突出。    由于自磨产品有用矿物解离度较好，旋流器分级效率又高，因此选别指标较常规磨浮指标高，见下表。 “ABC”流程与常规流程指标比较（1985年指标）  流程名称生  产  指  标磨矿细度，%备  注原矿品位%精矿品位%尾矿品位%粗选回收率%+0.175mm-0.074mm“ABC” 常  规0.553 0.5639.76 7.400.0614 0.07889.47 87.116.1 13.667.3 57.9  1~8号系统     一选厂历年工艺指标见下表:    德兴铜矿选矿厂有如下特点：  1）地质储量大，原矿品位低，但矿石可选性好，适宜建设特大型选矿厂。  2）从工艺流程到设备选型，它都是我国目前最全面，最具有代表性的选厂。碎磨工艺流程有三段 （未包括采场的破碎站）一闭路加洗矿配单段球磨流程；有三段一闭路不洗矿配单段球磨流程；有“自磨-球磨-细碎”开路自磨新工艺。设备选型中，碎矿设备有国产旋回破碎机、顎式破碎机、标准及短头圆锥破碎机、引进的液压圆锥破碎机；磨矿机有ф1500×3000mm、ф2100×3000mm、ф3200×4500mm、ф3600×6000mm及二选厂由国外引进的ф5.03×6.4m等各种规格；自磨机有国产第一台最大的ф7500×2800mm自磨机；分级设备除有高堰式、沉没式螺旋分级机外还有国产和引进的水力旋流器，选别设备除有XJK-2.8浮选机外还有CHF-X14充气式机械搅拌式浮选机及JJF-4、JJF-16机械搅拌式浮选机等等。  3）德兴铜矿从六十年代初开始建设到1965年投产至今已历经20年，是多次分期建设的。这种分期分批、从小到大的建设方式，不仅有利于矿山的建设，而且对资金利用、回收和经济效益更为合理，是矿山建设的好办法。    一选厂主要设备见下表：

入选矿石目前主要来自二采场，根据来矿的不同性质按块状含铜黄铁矿石、浸染状铜硫矿石、块状铜锌黄铁矿石三种类型分三种磨浮流程处理。三种矿石的磨矿工艺均采用两段磨矿、两段分级，溢流进入浮选。其中块状含铜黄铁矿石与浸染状铜硫矿石选铜均采用一粗、一扫、三精浮选流程，并用石灰作黄铁矿抑制剂，在矿浆游离氧化钙达800~1000g/m3的含量下加入丁黄药、2号油选铜，尾矿即硫精矿；处理浸染状铜硫矿石时在选铜后再增加选硫作业即可得硫精矿，尾矿丢弃。两种矿石的破碎、磨浮工艺流程及指标分别见图及图。

块状铜锌黄铁矿矿石系统两段磨矿、两段分级后，分级溢流进行优先浮铜，铜粗精矿经再磨后铜、锌分离，粗选尾矿再选锌，选锌尾矿即硫精矿。其磨浮工艺流程及指标见下图。铜精矿采用三段脱水，最终水分5~7%，产品用带式输送机直接送入冶炼厂精矿仓。 锌精矿采用三段脱水，干燥产品单独堆存外销。 硫精矿脱水有三种方式：1）三段脱水，干燥产品直接送往冶炼厂制酸系统。2）两段脱水，产品堆存外销。3）沉淀池自然脱水，堆存外销。三种方式以两段脱水为主，其它两种可灵活运用。 白银铜选矿厂是一个老厂，在处理我国含铜黄铁矿类型的铜矿石方面有着丰富的生产经验，该厂在大量的科研与生产实践中，探索出了一些行之有效的方法。 1）   浸染矿低钙低药选铜、尾矿加酸选硫法。1979年以后，由于出矿量不平衡，单一浸染矿生产时采用了此法，即在低钙（含氧化钙50g/m3）、低药（含黄药30~50g/t）条件下选出铜精矿，选铜尾矿只需加少量硫酸就可使pH值降低到7以下，然后选出硫精矿。过去在高钙高药条件下处理单一浸染矿，选铜尾矿丢弃，硫是不能回收的。使用此法后，硫回收率达73%以上，同时提高了铜的精矿品位与回收率，降低了药剂消耗，取得了良好的经济效益。其前后指标对比见下表：

一、方位：坐落云南省东川市北部。矿区北临金沙江，南与落雪接壤。     二、矿石特性：属热液告知浸染型矿床，赋存于泥质白云岩中。而张口洞段赋存于黑山板岩中白云岩扁豆体的底部。     矿体多为扁豆体、透镜体，厚度为1～25m，一般为3～8m。     原矿为硅化白云岩含铜矿石，硫化铜矿藏以黄铜矿、斑铜矿为主，次为辉铜矿及铜兰；氧化铜矿藏首要是孔雀石和硅孔雀石。脉石以白云石为主，石英、方解石次之。矿石结构以细粒浸染为主，次为马尾状、胶状、散点状、薄膜状。孔雀石除纯体外，尚有“色染体”存在。矿石风化严峻，含泥量大，矿藏嵌布粒度细，结构杂乱，结合氧化铜含量高，属难选铜矿。     矿石及围岩的硬度为f＝7～12级，矿石密度2.77t/m3，矿石均匀地质档次诶0.88%，出矿档次0.6%左右。     三、厂史：因民选矿厂于1958年末根本建成投产（简易）。国家计委开始定规划为4560t/d，后依据氧化矿的半工业实验及选厂的实践出产资料，将出产规划缩小到3300t/d。     1960年5月1日正式投产，除1966年到达规划才能外，其他年份均未到达规划才能。     四、出产概略：矿石工业储量2551万吨，铜档次0.87%，铜金属量19.7万吨。     三个坑口出矿，均由电机车运至粗矿仓顶，用2.0m3双矿车电动翻车机卸入粗矿仓中。选用三段开路碎矿，磨浮原规划为阶段磨矿会集选别流程，而且将Ⅰ粗精矿和Ⅱ粗精矿会集精选改为别离精选，Ⅰ粗精矿精选偏重进步精矿档次，Ⅱ粗精矿偏重进步氧化矿回收率。Ⅰ粗的前两个槽的产品直接作为终究精矿。     精矿脱水选用浓缩、过滤、枯燥三段流程，铜精矿由轿车运至新村火车站由火车运至昆明云南冶炼厂。     因民铜矿伴生银含量不超越25g/t，80%～90%可回收到铜精矿中。     选厂拟准备用KYF－16浮选机替换7A浮选机，用压滤机替代过滤机和枯燥两道工序。     五、工艺流程：见下图。图  因民选矿厂工艺流程     六、出产目标：见表1。 表1  首要出产目标项目单位规划前史最好水平1965年1970年1975年1980年1985年1986年1987年处理矿量t/d3300297322042582164220261832万吨/y108.9102.25476.706885.713654.855165.651856.1743原矿品尝 精矿档次 精矿含量 回收率Cu% Cu% 万吨/y %0.72 20750.83 27.77 0.5174 88.110.63 16.59 0.3648 75.900.60 17.36 0.3943 77.610.83 19.65 0.4001 88.110.65 22.60 0.3658 85.950.75 27.77 0.3672 87.27    七、耗费目标：见表2。 表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1965年1970年1975年1980年1985年123456789黄药 2#油钢球 电耗（全厂） 本钱（全厂） 全员劳动出产率 出产工人劳动出产率g/t g/t g/t kg/t °/t 元/t原矿 t/人·月 t/人·月300 53 110026.3 7.96 29194 45 249 0.767 27.87 4.96 217296 51 681 1.13 30.30 6.84 141239 60 1033 1.09 33.60 5.97 217164 57 718 1.034 33.7 6.12 102138 55 439 0.937 33.5 6.26 172 216102 45 312 1.242 30.31 6.40 164 2101986年1987年1011     八、首要设备才能：见表3。 表3  设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿t/台·h产品粒度 mm排口宽度 mm矿石松懈密度 t/m3粗碎 中碎 细碎KKД－700旋回 KCД－1650标准圆锥 KCД－1650短头圆锥 KCД－短头圆锥1 1 1 1300 220～375100～290－160 －55－20130 305～81.6 1.61.6二、磨矿分级t/台·h给矿粒度 mm磨矿细度 %－200目一段 二段ф3200×3100格子型 同上2 273－20 －545 86三、浮选m3/t·d作业浓度 %各矿细度 %－200目（粗、精、扫）7A浮选机1000.12535±286四、脱水t/m2·d给矿浓度%排矿浓度% 滤饼水份%精矿密度，t/m3浓缩 过滤 枯燥ф24m周边传动式浓缩机 ДY－68－25/8圆盘真空过滤机 ф2.2×12m圆筒式枯燥机1 2 10.24 1.5t/m·d 24.5kg/m3·h给料水份 17%～18%排料水份 14%     九、选矿本钱：见表4。 表4  选矿本钱序号项目单耗12 3辅助材料 钢球 捕收剂 起泡剂 调整剂 滤布 煤 电 选矿单位本钱kg/t·原矿 1.244 0.102 0.045 0.312 0.125m/t精矿 1.254 20.1°/t 6.08元/t     十、负荷率和工作率：见表5。 表5  设备负荷率、工作率车间、设备称号综组成产才能（额外）负荷率 %工作率 %一、破碎车间3600t/d粗碎机 中碎机 细碎机300t/h 265t/d 277.5t/h54 61 442068 20.68 20.68二、磨矿车间3300t/d磨矿机 浮选机1.20t/m3·h（按重生－200目计） 0.125m3/t·d48.66 48.66三、脱水车间1.08t/d（精矿）过滤机 枯燥机1.58t/m2·d 24.5kg/m3·h    十一、三废管理：尾矿中不含伴生金属，无堆积地址，故经6.5km明沟送至牛厂坪放入金沙江。     十二、出资作用：见表6。 表6  出资作用厂商总出资640810万元选矿部分出资2043.53万元选矿部分固定资产1176.00万元厂商出资返本年限（年）政策性亏损厂商厂商出资收益率（元/100元）－52.43全员劳动出产率（t/d）、前史最好7.14，1983年：5.06工人劳动出产率（t/人·d）前史最好1983年：6.21     十三、其它：     （一）矿石物象及化学分析：见表7和表8。 表7  原矿化学分析元素CuSMnCaOAl2O3MgOSiO2Fe2O3P2O5含量%0.7050.130.4516.965.4213.1628.962.810.065 表8  物象分析元素原矿精矿尾矿Cu%散布率Cu%散布率Cu%散布率游离氧化铜0.3041.051.194.270.03536.46结合氧化铜0.1317.800.391.400.02121.88活性硫化铜0.2230.1519.6970.730.02728.12慵懒硫化铜0.0811.006.5723.600.01313.54总铜0.73100.0027.84100.000.096100.00     （二）原矿嵌布特性：见表9。 表10  原矿嵌布特性序号矿藏称号嵌布粒度mm1黄铜矿0.015～0.502斑铜矿0.010～0.403辉铜矿0.003～0.014孔雀石光片中不易调查5白云石0.030～0.306石英0.02～1.007褐铁矿不易调查8绢云母0.02     （三）料仓贮量：见表10。 表10  料仓贮量料仓类型物料粒度mm储存时刻h有用容积料仓结构特色粗矿受矿仓0～4501250粉矿仓0～33.72800两个制品仓0～1168800

该厂近年的工艺指标、单位消耗指标、主要设备分别见下表。

设计规模：矿山的日采矿能力为1万吨，日选矿能力l.3万吨，井巷工程量86万m3，工程建设总投资16.7亿元。 技术特点：大型深井矿山开采工程简介：我院从1987年起先后完成了该矿矿床技术经济初步可行性研究、探采结合可行性研究、探采结合工程设计、千米深井300万t矿山强化开采综合技术研究、项目可行性研究报告等一系列前期准备工作。1998年12月经国务院批准立项建设大型深井矿山。矿山的日采矿能力为1万t，日选矿能力l.3万t，井巷工程量86万m3，工程建设总投资16.7亿元，目前正在进行大规模施工建设中，预计在2004年6月建成投产。 在这座国内第一个大型千米深井金属矿山的设计中，采用了多项创新技术，具体有： 1、无废矿山设计。在国内首次采用全尾矿块石胶结充填法，将冬瓜山铜矿生产过程所产出的全部废石与选矿厂所产的85%尾矿一起回填采空区,剩余的尾矿则用来充填狮子山铜矿过去生产形成的老采空区，从而消除了尾矿库和废石场,实现了无废开采。 2、建立了完整的地压岩爆监控系统。通过设计和科研，建立起我国第一个较完整的深井地压岩爆监控系统，对岩爆进行预测和预报。 3、建立了由计算机集中控制、监测的多级机站组成的通风系统。建立了一个集中控制站，由计算机对各风机的运行进行监控，并通过调频变速来调整部分风机的风量，从而实现节能和保证有效的通风与降温。 4、首次设计和采用国内10m3底侧卸式矿车和微机连锁的井下运输讯号系统。 5、首次在千米深井提升系统中采用钢丝绳柔性罐道千余米的主井采用钢丝绳柔性罐道，而千米副井提升系统中在—790m以下，采用刚性罐道和柔性罐道混合配置的方式，均为国内前所未有。从而保证实现高速、平稳、安全、可靠的运行，也节省了基建投资和井筒装配时间。 6、首次在国内的千米深井中采用直排式排水系统。建设了国内第一座采用软启动，扬程逾千米的井下大型排水泵站，从而减少了排水设备和泵站的井巷工程量，也便于管理节省经营费用。 7、革新全尾砂脱水工艺。 8、首次采用半自磨 + 球磨的碎磨工艺流程。 9、首次在国内采用130m3的大型浮选机和陶瓷过滤机脱水设备。 10、首次在国内新建矿山的碎磨系统和选矿系统中采用国际先进水平的DCS自动控制系统。   通过上述技术创新，使冬瓜山铜矿的全员劳动生产率达到 12.09t/人·d，使该矿在生产技术装备上成为一个现代化矿山。

德兴铜矿是我国最大的斑岩铜矿床，也是世界上为数不多的斑岩铜矿床之一。1971年建成10000t/d的采选联合企业，由长沙有色冶金设计研究院设计。1984年又建成5000t/d的“自磨-球磨-细碎”开路自磨新工艺（简称“ABC”）选矿厂，由南昌有色冶金设计研究院设计，以上称一选厂。二期15000t/d扩建工程于1986年年底建成投产，由北京有色冶金设计研究总院设计，又称二选厂。德兴铜矿按计划全部建成后，将成为我国第一个处理矿石量105000t/d的特大型铜矿采选联合企业。    （1）矿石性质：按其含矿性质不同，可分为蚀变千枚岩和蚀变花岗闪长斑岩两大类型；按其结构类型不同，又可分为细脉型和浸染型为主的两大类型，两者交叉出现，但以前者居多。在矿体上部及边部有少量氧化矿和混合矿，原矿含铜 0.5%、硫 2%、钼0.0108%、金 0.235g/t。    矿石的矿物组成较为简单，有用矿物以黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿为主，其次有辉铜矿、斑铜矿、黝铜矿和闪锌矿，另外还有少量蓝铜矿、铜蓝、鍗金银矿、银金矿及自然金。非金属矿物主要有石英、绢云母、绿泥石、绿帘石和高岭土等。    黄铁矿粒度一般为0.003~0.4mm，以粗粒居多。当磨至0.14mm时，单体解离度达80%以上。    黄铜矿粒度一般在0.005~0.5mm之间，而以0.01~0.5mm者居多。当磨至0.074mm时，单体解离度达85%。    辉钼矿粒度较细，一般为0.0025~0.2mm。    当磨至0.02mm时，单体解离度仅为80%左右。    综上所述，该矿属不均匀嵌布，只有进行细磨，才能获得较好的选别指标。    矿石密度2.7t/m3，松散密度1.65t/m3，普氏硬度6~8，原矿上部含泥较多。    （2）工艺流程：该矿一选厂10000t/d规模，破碎分为新老两个系统。原采用三段一闭路加洗矿（振动筛加螺旋分极机）流程，现泥量减少，又改为三段一闭路不洗矿流程。该流程最终可将矿石碎至小于15mm。见下图。    磨矿流程均为一段磨矿，磨矿料度小于0.074mm60~65%。磨浮工艺按磨矿机共分10个系列，浮选为二粗、二扫，一粗出精矿的流程。1号、2号、0号系统全部采用CHF-X14充气式搅拌浮选机。3~8号系统原使用51m3浮选柱6台和XJK-2.8浮选机84槽，浮选柱为开路粗选，其尾矿用XJK-2.8浮选机扫选两次，现已全部用JJF-16浮选机代替浮选柱及XJK-2.8浮选机。见下图。    1978年将粗精矿集中进行再磨精选，分别获得铜精矿（实为铜钼精矿）和硫精矿。粗精矿集中再磨和精选不仅将铜精矿品位从10~13%提高到22~24%，而且回收率从82~84%提高到85~86%。    选矿厂铜、硫精矿采用浓缩、过滤两段脱水流程，最终水分12%左右。    铜钼精矿分离已有一个工业试验厂，试料直接取自选厂铜钼精矿。其工艺试验流程及设备见下图。    该矿1984年7月投产的5000t/d选矿厂是为解决选矿厂矿石含泥含水对碎矿带来的不利影响。根据德兴铜矿ф2400×900mm自磨机的大量试验结果，结合国内外自磨工艺的生产实践，设计了“自磨-球磨-细碎”的开路自磨工艺，即：“ABC”流程，其工艺流程见下图。

一、方位：坐落长江南岸，安徽省铜陵市西南郊，有铁路、公路和水路与芜湖、南京、上海等地相通。     二、矿石特性：有金口岭及笔山两个矿区，其间笔山矿区含有用成分为铜、钼、铁，金口岭矿区含有用成分为铜、金、钼三种。详见表1。 表1  矿石成分矿石 类型铜、钼档次%金属矿藏成份首要结构散布矿体首要金属矿藏非必须金属矿藏含金铜矿石Cu＞0.2 Mo＜0.02黄铜矿、斑铜矿辉铜矿、磁铁矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿固溶体别离结构、包括结构Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号矿体含金铜－钼矿石Cu＞0.2 Mo＜0.02黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿辉铜矿、磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿、方铅矿固溶体别离结构，它形粒状结构，天然粒状结构Ⅲ号矿体钼矿石Cu＞0.2 Mo＞0.02辉钼矿黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铁矿、方铅矿半自型、它形粒状结构，固溶体别离结构Ⅲ号矿体含金铜－磁铁矿石Cu＞0.2黄铜矿、斑铜矿、磁铁矿辉铜矿、黄铁矿、天然金Ⅰ、Ⅱ号矿体     金口岭矿区的成分比较复杂，品种较多。金属矿藏有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、辉钼矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿、白铁矿、硫铋铜矿、硫铜铋矿、辉铋矿、硫铜铋银矿、硫锡铋砂矿、硫铁铜银矿－硫铁银铜矿系列，胶状黄铁矿、含银斑铜矿、含银黄铜矿、碲银矿、孔雀石、白钨矿、胆矾、天然金、银金矿、金银矿、天然铜、富锌天然铜、富锡天然铜。脉石矿藏有钙铝榴石、透辉石、方解石、蛇纹石、钙铁辉石、方基石、普通角闪石、绿泥石、石英斜长石、钠长石、符山石、绢云母、斜黝帘石、绿帘石、梢石、锆石英、沸石、透闪石、纤闪矿、矽线石。     （一）金口岭矿区矿石金的赋存状况：以天然金、银金矿及天然银（含金）等方式赋存于矿石中，天然金、银矿在黄铜矿、斑铜矿中多呈包体，有似脉状散布于脉石颗粒间的，斑铜矿中金的含量一般比黄铜矿高。     各类型矿石金、银含量：见表2。     原矿多元素分析：见表3。 表3  原矿多元素分析元素CuSFeTiO2V2O5PbInCoNi含量%0.7120.5859.240.3760.010.0290.00260.006元素MoAsCdInCaOMgOAl2O3SiO2Au、Ag（g/t）含量%0.0060.00830.0060.003323.02.778.8137.502.67、7.17     原矿铜物相分析：见表4。 表4  原矿铜物相相别原生硫化铜次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜总铜含量%0.4780.1690.0140.040.697占有率%68.5823.672.015.74100     原矿铁物相分析：见表5。 表5  原矿铁物相分析相别磁性铁氧化铁硫化铁磁黄铁矿硅酸铁总铁含量%1.084.510.7790.0172.579.02占有率%11.9850.698.640.1928.50100     （二）笔山矿区矿石性质：分为四品种型：单一铜矿石、铜－钼矿石、铜－磁铁矿石、钼－铜矿石。以浸染、团块状产出，伴生矿藏有黄铁矿、重晶石、方解石、柘榴子石、石英、阳起石、透辉石、绿泥石、磁铁矿、赤铁矿、斑铜矿等，辉钼矿的粒度为0.065～0.35mm，黄铜矿弱非均质性，硬度小于铜针，粒度一般为0.005～0.7mm。     笔山矿多元素分析：见表6。 表6  笔山矿多元素分析元素CuMoCFeTiVPbZnCo含量%0.2970.0961.461.420.0650.0180.00120.1590.0025元素NiCrReAl2O3SiO2CaOMgOMnO2S含量%0.0080.0070.000062.1638.64223.240.4331.33     笔山矿铜物相分析：见表7。 表7  笔山铜物相分析相别原生硫化矿次生硫化铜游离氧化铜结合氧化铜总铜含量%0.4220.6340.002740.05970.615散布率%68.2821.1680.4479.66100     笔山矿钼物相分析：见表8。相别硫化钼氧化钼总钼含量%0.09510.00090.096散布率%99.060.94100.00     笔山矿铁物相分析：见表9。 表9  笔山矿铁物相分析相别Fe3O4Fe2O3FeSFeSn＋1FeO总Fe含量%6.198.3408.290.4270.68416.434散布率%37.6750.765.042.603.94100.00     三、出产概略：该矿的铜和钼的储量如表10～11。 表10  金口岭矿区1985年末铜矿石保有储量地质储量工业储量远境储量新增储量矿量 万吨金属量t档次%矿量 万吨金属量t档次%矿量万吨金属量t档次%矿量 万吨金属量t档次%311.7273410.88144116770.81167.5156640.945.77981.40 表11  1985年末钼矿体保有储量铜钼伴生矿单一钼矿矿石量（t）钼档次%金属量（t）矿石量（t）钼档次%金属量（t）笔山区7238370.108781.4435620.59257金口岭区8137080.054439.4960750.12116总计15375450.0791220.81396370.27373 表12  产品平均目标产品称号Cu%Mo%S%Fe%Au g/t回收率%含水%铜金混合精矿252095＜12钼精矿2060铁精矿6030纯金＞99.5%钼酸铵5686    碎矿选用惯例三段闭路预先查看筛分流程，铜钼矿石与铜金矿石别离进入两个原矿仓，破碎设备别离进行破碎并别离进入两个粉矿仓。两个矿区的矿石分两个独立体系进行选别，选用一段磨矿的浮选流程。本矿资源的归纳利用也是跟着现场工艺流程的改善日趋完善，现有产品：铜金混合精矿、钼精矿、铁精矿、纯金、钼酸铵。     含金铜精矿供应本公司第二冶炼厂，钼精矿销本矿钼酸铵车间、铁精矿销往马钢、纯金卖市银行，钼酸铵出口。     四、工艺流程：     金口岭铜选厂：分铜金体系和铜钼体系，一段磨矿、浮选流程，拜见下图。图  金口岭选厂出产工艺流程 因故图标不清，需要者可来电免费讨取     五、出产目标：历年产品产值及技能经济目标见表13。选厂历年来产品产值目标见表14。 表13  选厂历年产品产值及技能经济目标年度原矿品尝%精矿档次%尾矿档次%回收率%选矿比CuMoFeCuMoFeCuMoFeCuMoFe前史最 好水平1.1030.17416.70271.824.4264.870.0360.0078.5796.4963.9341.961976年0.84914.310.0638.5792.9718.121977年0.9080.10322.2923.030.0410.0395.6348.6424.821978年0.8520.06824.9122.640.0330.016695.6646.4730.351979年0.7870.05526.5124.050.0260.01995.0246.113.151980年0.6850.0716.726.423.6159.400.0240.0071194.9048.0641.9612.181981年0.83814.7927.1859.250.0439.7394.9331.3714.741982年1.1030.17411.8526.9824.4255.750.0460.02110.195.9063.9318.0217.851983年1.040.06913.5826.4916.7958.930.0190.00711.4696.4962.1019.3517.271984年0.7730.11514.8623.3713.5064.870.04010.6495.1151.9335.312.191985年0.6349.520.2164.730.0358.5794.5735.615.351986年0.7721.5993.841987年0.70722.9593.54表14  选厂历年产品产值目标年度选矿年处理量（万吨/年）日处理量（t/d）铜精矿钼精矿数量（t）档次（%）铜金属量（%）档次（%）数量（t）规划331000前史最好水平17.73537.3603327.18141624.4233.641976年7.73234.2426714.31610.61977年13.23400.9513022.291143.523.0320.721978年17.24522.4565627.141408.822.6323.661979年17.73537.3499826.51132522.8612.411980年16.43497.9405126.4110422.139.191981年13.99423.9421127.1811131982年10.57320.3420926.96113424.4233.641983年12.05365.2473926.49121216.7916.091984年14.94452.7603322.74141611.7111.711985年15.4466.7594620.231201.6合年139.314924023.7011668.5127.42127.42 附表年度黄金产值铁精矿齐铜精矿含金银档次%数量（t）产值（kg）g/t含金量金档次g/t含金量（kg）含银量（kg）规划前史最好水平122.622.5646.4525.18128.0864.8794331976年1977年1978年1979年4522.009.9060.026481980年62.0722.0913.7119.8280.2859.4094331981年159.3520.6632.9221.6992.5459.2552811982年200.1521.4442.9224.49109.4555.7516771983年206.6022.5646.4525.18124.341216.7058.9322271984年222.620.2345.0320.12128.081313.7764.8762211985年186.113.8825.8310.3474.961132.6764.734089合年1081.8720.04216.7620.89609.6560.9931576     六、耗费目标：见表15。 表15  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位前史最好水平1975年1980年1981年1982年1983年1984年1985年捕收剂黄药g/t82.4130909582.7848496.7起泡剂2#油g/t74817491104.312710181.6调整剂石灰g/t6.69713.3828.4416.691kg/t0.0320.2910.0830.0328.4416.691球钢″1.171.2742.1551.7071.171.721.8561.513水m3/t2.9512.9514.4753.5085.0614.36电°/t303038.736.936.633.234.42834.41选矿本钱元/t·原矿6.4559.5116.45513.56216.12515.9313.56铜产品本钱元/t铜4287.859640.235063.79116.024649.34493.65300.79出产工人 劳动出产率t/人·y799.3235.32740.2799.3565.1574699783.43全员劳动出产率t/人·y641.6222.2558.9641.6403.3444.83497534.28 表16  破碎机衬板耗费项目破碎机规格原料寿数耗费, , 量（kg/t矿）固定颚板PEF600×900锰钢三个月0.0216动颚板复摆颚式破碎机″三个月0.0163动锥衬板旋回破碎机″五年轧臼″″动锥衬板Φ2100旋回破碎机″一年0.033轧臼″″0.0247 表17 项目原料寿数耗费（kg/t矿）磨机规格Φ2700×2100湿式格子型球磨机筒体衬板 给料勺头 端衬板 中心衬板锰钢 ″ ″ ″11月 11年 11月 ″0.15895 0.00404 0.0371 0.00547 表18  钢球耗费磨机类型产品－200目%排矿浓度 （%）磨机介质 （mm）装载负荷 （%）耗费量 （kg/t）原料2700×2100mm湿 式格子型球磨机60～6575～78100、75、5040～451.7135#钢 表19  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数项目原料寿数（月）耗费(kg/t)设备规格补白筛网 滤布遍及钢 棉织1 31.5×3m自定中心振动筛 21S/10×10砂泵叶轮泵壳橡胶 铸铁20～4030.00123型浮选机叶轮盖板白口铁 ″3 30.0122 0.0299XJK－1.1型    破碎机衬板耗费见表16，球磨机衬板耗费见表17，钢球耗费见表18，筛网、滤布、浮选机磨耗或寿数见表19，电力耗费见表20。 表20  电力耗费  （°/吨 原矿）项目耗费破碎工艺4.84磨浮工艺23.89精矿1.89其它（试化、监督、外线…）3.79总计34.41    七、首要设备工作及负荷率：见表21和22。 表21  车间首要设备负荷率工作率序号车间称号归纳出产能力额外负荷率%工作率%一、破碎车间1416t/d粗碎机 细碎机1416 ″ 2178 ″28.25 18.36二、磨浮车间1531 ″磨矿机 浮选机1.88t/m3·h（按重生－200目%计） 0.075m/t·d26.13 28.5746 ″三、脱水车间96t/d25过滤机4.8t/d·m212.5″ 表22  磨机工作率、利用率项目单位前史最好水平一九八四年年工作日d269254磨机工作率%40.7538.50磨机利用率%63.7963.79泊车首要原因及 所占工时因检修和毛病 原矿泊车96天因检修和矿源缺乏 而泊车容积利用系数t/m3·h1.691.69     八、选矿出产本钱：见表23。 表23  选矿出产本钱序号项目单价（元/t）前史最好水平1983年单耗金额（元/t）单耗金额（元/t）1辅助材料： 黄药石灰 钢球 衬板 其它2890 2500 425 24 690 15560.082 0.074 0.032 6.679 1.17 0.0720.237 0.185 0.0136 0.160 0.807 0.1120.084kg/t矿 0.126 0.047 6.692 1.568 0.0720.243 0.315 0.020 0.161 1.094 0.112 0.9022工业用水0.0133元/m32.9510.3923.508t/t矿0.4683工业用电0.0765元/°29.2082.23529.208°/t矿2.2354出产工人薪酬 附加薪酬 出产工人薪酬及附加薪酬0.693 0.060 0.7442.530工时/t矿0.691 0.068 0.7595车间经费 选铜原矿处理费 每吨铜精矿本钱 含金属一吨的精矿本钱6.782 13.562 1243.744 4649.8069.349 15.928 1243.744 4943.6466固定资产折旧1.367大修基金0.63

块状铜锌黄铁矿矿石体系两段磨矿、两段分级后，分级溢流进行优先浮铜，铜粗精矿经再磨后铜、锌别离，粗选尾矿再选锌，选锌尾矿即硫精矿。其磨浮工艺流程及目标见下图。    铜精矿选用三段脱水，终究水分5~7%，产品用带式输送机直接送入冶炼厂精矿仓。锌精矿选用三段脱水，枯燥产品独自堆存外销。    硫精矿脱水有三种办法：1）三段脱水，枯燥产品直接送往冶炼厂制酸体系。2）两段脱水，产品堆存外销。3）沉淀池天然脱水，堆存外销。三种办法以两段脱水为主，其它两种可灵活运用。    白银铜选矿厂是一个老厂，在处理我国含铜黄铁矿类型的铜矿石方面有着丰厚的出产经历，该厂在很多的科研与出产实践中，探究出了一些卓有成效的办法。    1） 浸染矿低钙低药选铜、尾矿加酸选硫法。1979年今后，因为出矿量不平衡，单一浸染矿出产时选用了此法，即在低钙（含氧化钙50g/m3）、低药（含黄药30~50g/t）条件下选出铜精矿，选铜尾矿只需加少数硫酸就可使pH值降低到7以下，然后选出硫精矿。曩昔在高钙高药条件下处理单一浸染矿，选铜尾矿丢掉，硫是不能收回的。运用此法后，硫收回率达73%以上，一起提高了铜的精矿档次与收回率，降低了药剂耗费，取得了杰出的经济效益。其前后目标比照见下表。  浸染矿选用低钙低药法前后工艺目标比照项目选铜目标，%选硫目标，%药剂耗费，kg/tαβεαβε丁黄药2号油石灰运用低钙低药前（1970~1979年）0.677~ 1.01511.845~ 18.88283.743~ 91.439   0.135~ 0.2200.054~ 0.0988.29~ 16.26运用低钙低药后（1979~1984年）0.886~ 1.64116.739~ 27.12590.437~ 95.6935.1~ 12.839.40~ 43.4773.41~ 86.370.075~ 0.1450.017~ 0.0498.39~ 11.85     2)尾矿选硫。1979年前处理浸染矿选铜后丢掉的尾矿量约3000万t，尾矿含硫均匀9.58%。为收回这部分资源，1985年建成150万t/a规划的选硫设备。其工艺进程为：索斗铲将积存在1号尾矿坝的尾矿装上火车，运至选厂造浆池，用4台平桂Ⅳ-150型水造浆，矿浆流入ф50m浓缩面脱泥、脱水，浓缩产品进入浮选，以JJF-16浮选机作粗、扫选，JJF-8作精选，经一粗、一粗、一扫得出合格硫精矿。该项选硫办法可年产硫精矿30万t。    3）1977年与有关单位一起研制成在线X荧光分析仪与电子脉冲计数加药器。在线X荧光分析仪保在出产中接连顺次测定原矿、精矿、尾矿中铜、锌、铅、铁等元素的档次，并能主动守时、定点、检测、分析，即时在电视屏幕上反映分析成果。这对加强出产管理，安稳出产目标曾起了促进作用，但因矿浆运送回路问题，现在不能正常接连运用。电子脉冲计数加药设备较之机械加药机增大了加药调整规模，减小了差错，然后改进了药剂工人的操作条件，基本上完成了无人操作。

选别流程为一段闭路磨矿，产品粒度小于0.074mm约65%，原矿先选铜，经一粗、二精、二扫得铜精矿，选铜尾矿经调浆后选硫，经一粗、一扫得硫精矿，尾矿再选铁，经一粗、一精得铁精矿及最终尾矿。见下图。    铜尾矿选硫，原设计是将浮选尾矿经水力旋流器分级脱除大量矿浆及药剂后直接选硫，但生产指标一直很低，近年生产不断革新，经试验、分析，提出利用闲置浓缩机两台，铜浮选尾矿入选前先入ф30m浓缩机，并大量加入坑下pH=4.5的酸性水，其底流送入ф12m浓缩机，并再次加入坑内酸性水稀释。ф12m浓缩机底流进入选硫系统，由于ф30m浓缩机脱除了大量的碱性水，其CW=45%的高浓度底流又加酸性水中和后，使入选矿浆pH值降到11.0以下，为硫的选别创造了条件，另外矿浆在两个浓缩机中停留时间长达17小时，有助于黄铁矿表面膜的解析，因而大大提高了硫的可浮性和指标，其改变前后的选别指标对比见下表。该选厂1980年前铁精矿品位与含硫一直达不到工业指标，造成一定损失。1981年经实验室取样分析，发现精矿品位不高并非单体解离不够，而是脉石夹带影响，增加一次精选就使选铁指标大为改观，见下表。    值得指出是，该选矿厂由于原矿含泥含水较大，破碎系统增设了洗矿措施，洗矿脱除的矿泥与原生矿性质出入较大，因此，选厂采用了泥、砂分选流程，从以上两流程图中得知，选矿矿泥铜量约占原矿的12%，从矿泥中回收的铜精矿约占总回收率的7.4%，从泥矿中回收的硫精矿约占总回收率的5~8%，其数量是可观的。    历年工艺指标见下表，主要设备见下下表。

该矿于本世纪五十年代由北京有色冶金设计研究总院设计，设计能力4000t/d。    （1）矿石性质：铜山铜矿为接触变质高温至中温热液交代型矿床。矿石工业类型分含铜矽卡岩、含铜闪长岩、含铜黄铁矿三种类型，各类型比例分别为65：15：25。    含铜矽卡岩以石榴子为主，含有透辉石、磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、方解石等。含铜闪长岩以斜长石、角闪石为主，黄铜矿多含于石英脉中。含铜黄铁矿类型以黄铁矿、白铁矿为主，含有黄铜矿、磁铁矿、斑铜矿、石英、方解石等。    硫化矿中含铜矿物以黄铜矿为主，次为斑铜矿、辉铜矿。其它金属矿物主要有磁铁矿、黄铁矿，其次为赤铁矿、白铁矿、闪锌矿、辉钼矿、软锰矿等。非金属矿物有石榴子石、方解石、石英、透闪石、阳起石、斜长石、绿帘石、绿泥石、滑石、磷灰石、绢云母等。    黄铜矿多呈浸染状和细脉状，少数与斑铜矿共生，呈环带状产出。尚有少数黄铜矿颗粒包裹于磁铁矿中。黄铜矿一般颗粒为0.25~0.33mm，最小者为0.003mm；斑铜矿一般颗粒为0.13~0.17mm，最小者为0.00167 mm。    氧化矿大部分为黄褐-褐-红褐色矿块，疏松多孔。氧化强烈时呈粉末状产出。其中铜矿物主要是黄铜矿、辉铜矿，其次为孔雀石、斑铜矿、铜蓝等。铜矿物颗粒一般为0.08~0.25mm。    选矿厂原矿、精矿和尾矿的多元素分析见下表，物相分析见下下表。    矿石普氏硬度9~17，密度3.1t/m3，松散密度1.8t/m3，自然安息角38°。    （2）工艺流程：矿石来源于露天矿和坑下矿，现露天已结束，全部处理坑下矿。    原设计碎矿流程为三段开路。投产后，由于矿石含泥含水较大，生产无法进行，增设洗矿设施，经过多次改进，粗碎前及细碎前分别设置洗矿的碎矿加洗矿流程。该流程是粗碎前条格筛上加高压水洗矿，细碎前预先筛分再次洗矿。洗矿筛下小于20mm分别进入三台ф2400单螺旋分级机（粗碎脱泥两台、细碎脱泥一台），螺旋返砂用带式输送机直接送粉矿仓。矿石经两段洗矿，保证了碎矿生产的正常运行，这对已建矿山未考虑洗矿而以后又需增设洗矿的选矿厂是一个很好的借鉴。破碎洗矿流程见下图。    为降低碎 矿产品粒度，提高磨机处理能力，选矿厂曾将三段开路流程改为三段一闭路流程，目前处理量仅1200t/d，与设计4000t/d相比，设备富余能力较大，加之改闭路后，厂房出现裂痕，现仍恢复三段开路流程，由于精心操作管理，最终破碎粒度仍控制在小于20mm占85%左右。

一、方位：坐落山西省恒曲县朱家庄乡胡家峪村，与有色金属公司有柏油路相通，间隔约35里。     二、矿石特性：属火山堆积蜕变铜矿床，首要为硫化矿石，氧化矿石仅占全矿区矿石储量的1%左右。     硫化矿石以脉型、细脉浸染型为主，首要金属矿藏为黄铜矿、黄铁矿，次为磁黄铁矿、菱铁矿和少数的褐铁矿、闪锌矿、辉铜矿、斑铜矿、铜兰、白铁矿、磁铁矿、镜铁矿、方铅矿等。非金属矿藏首要有石英、方解石、绢云母，次为黑云母、绿泥石、阳起石、白云石、绿帘石……等。     氧化矿石中首要金属矿藏为孔雀石及褐铁矿，次为黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿及少数的水胆矾、矽孔雀石、黑铜矿、兰铜矿等。非金属矿藏有方解石、绿泥石、石英、白云母等。     首要矿体围岩：南和沟坑首要为矽化大理岩、片岩和石英片岩，桐木沟是黑云母大理岩，有部分矽化。     矿藏嵌布特性：黄铜矿多与黄铁矿、磁黄铁矿伴生，呈细脉状或散点状浸染于围岩和方解石中，并常被辉铜矿及铜兰沿其边际裂隙告知。在闪锌矿中也有部分呈细微包裹体。颗粒直径一般在0.5～1.5mm，最小到达0.01mm。     孔雀石系成薄膜状堆积在片理中，颗粒直径有80%以上为0.1～0.2mm。     与铜矿伴生的其它有利金属矿藏有辉钴矿，粒径0.2mm左右，涣散含于黄铁矿、黄铜矿的矿岩中。     南和沟矿石属中等硬度，含水率小于1%，密度2.7t/m3，松懈密度1.8t/m3。     原矿藏相分析及化学分析如表1。 表1  矿石物相及化学分析（%）项目矿种原矿精矿尾矿硫化矿氧化矿硫化矿氧化矿硫化矿氧化矿相别总铜 硫化铜 氧化铜0.78 0.76 0.02氧化率2.60多元素分析SiO2 Al2O3 MgO CaO Fe Cu S Co Mo C Mn Cr47.05 10.00 5.68 9.20 5.39 0.84 2.53 0.021 0.006 3.66 0.21 0.0057.76 1.38 0.27 1.58 24.90 24.92 28.26 0.072 0.008 6.36 0.02 ＜0.00549.15 9.85 6.34 9.55 3.38 0.03 0.73 0.011 0.002 3.73 0.21 0.006金，银（g/t）0.2，0.14.1，18.1＜0.1，0.4     三、厂史：该厂是58年由北京有色冶炼规划院规划，太钢装置公司施工装置，于60年交给出产。     原规划规划一期为2000t/d，二期扩建至4000t/d。1960年南和沟坑投产，61年5月铜钼沟坑又投产。冶金部在1962年4月同意基建规划规划为3000t/d。1963年南昌有色冶金规划院核定其规划规划为2600t/d，于65年到达规划才能。66年又经扩建至4000t/d，但因为有些办法未能完成，矿山出产才能一直在2000～3000t/d之间徜徉。南昌院于72年在中条山的总体规划规划中终究确定为107万吨/年，冶金部终究同意为100万吨/年。     70年该矿自行规划和建成了选钴车间（与铜规划适当），并正式投入出产。     四、出产概略：胡家峪铜矿，矿石储量3262万吨，金属储量36.9万吨，地质档次含铜1.13%，工业储量2431万吨，前景储量231万吨，已消失储量1340万吨，剩下储量1922万吨，规划效劳年限24年，剩下效劳年限11年。     南和沟矿石用电机车带2m3固定矿车运出－500mm矿块到选厂榜首系列粗矿仓。桐木沟矿石在坑口粗碎后用0.3m3箕斗盛－200mm矿石：经过2.7km的架空索道运至选厂第二系列贮矿仓。老宝滩坑口矿石用4t自卸式或解放牌汽车载至贮矿仓。     该矿规划原矿品尝1.0%，精矿档次12%，收回率93%。因为矿石易选，并刚强出产技术管理，精矿档次和收回率别离到达25%和96%。     该厂从铜浮选尾矿中归纳收回含钴黄铁矿，于70年自己规划并建成了选钴车间。     所产铜精矿供应给本公司冶炼厂及白银冶炼厂，钴精矿供应给葫芦岛冶炼厂。     选厂自60年2月投产，72年开端返本盈余。     五、工艺流程：碎矿选用两个独立的系列，在细碎前设有预先筛分的三段闭路流程。其间榜首系列处理南和沟矿石，第二系列处理桐木沟矿石。     磨矿选用一段磨矿一次分级的闭路流程。磨矿细度为－200目60%。浮选选用一次粗选、两次精选、两次扫选的流程。脱水选用浓缩、过滤二段流程。     胡家峪选厂出产流程见下图。图  胡家峪选矿厂出产流程     六、首要设备才能：见表2。 表2  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿t/台·h产品粒度  mm排口宽度 mm矿石密度粗碎 中碎 细碎600×900颚式破碎机 ККдф700圆锥破碎机 PYBф1650标准圆锥破碎机 PYDф1650圆锥破碎机1 1 2 2150 150 140 120＜170 ＜170 ＜70 ＜25100 100 30 71.8二、磨矿分级t/台·h给矿粒度 mm磨矿细度磨矿 分级ф2.7×3.6m湿式格子型球磨机 ф2.4m双螺旋分级机5 5＜25－200目65%三、浮选m3/t·d作业浓度%给矿粒度浮选XJK－2.8  6A型 4A型88 200.05828～31－200目65%四、脱水t/m2·d给矿浓度%排矿浓度 精矿水分精矿密度t/m3浓缩 过滤ф18m周边传动浓缩机 20m2外滤式圆筒过滤机2 90.44 t/m2h0.1620 6060% 123.8     七、出产目标：历年出产目标见表3。 表3  首要出产目标项目单位规划前史最 好水平1965年1970年1975年1980年1985年1986年1987年1234567891011处理t/d4000249423611916209824942045矿量万吨/d10084.380.567.570.384.370.6原矿品尝%1.000.9380.8480.7510.8610.8080.883精矿档次%12.026.31619.6818.4421.1225.5626.316精矿含铜万吨/d0.9300.6630.6630.4900.5840.6570.602收回率%93.097.0797.0795.3596.6196.5296.43    八、耗费目标：见表4。 表4  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1965年1970年1975年1980年1981年123456789捕收剂黄药铜g/t7094958223326钴5012012160起泡剂铜″7069391钴221501747037003400铜″20003400430840803840479946004100钢球kg/t1.20.991.461.471.281.141.01水m3/t4.56电耗 全厂°/t铜20.62525.027.728.933.635.3钴本钱：全厂选 矿车间元/t铜4.404.525.044.725.395.225.84钴劳动出产率 全厂出产工人t/人月233240.6236.5240.6209238223.4″253.5269.1247.6269.1232251254.4 附表项目单位规划前史最好水平1982年1983年1984年1985年1986年12341011121314捕收剂黄药铜g/t70925302230钴5050807760起泡剂铜″706991009880钴228080776037003400铜″2000340037003400410034004100钢球kg/t1.20.990.991.221.061.20水m3/t4.565电耗 全厂°/t铜20.62532.630.733.834.0钴本钱：全厂选 矿车间元/t铜4.404.525.055.214.975.41钴劳动出产率 全厂出产工人t/人月233240.6236.3202.1220.5231.8″253.5269.1266.8229.2251.2262.8    九、选矿本钱：见表5。 表5  选矿出产本钱序号项目单耗 kg/t矿点检（元/kg）金额（元/d）1辅助材料 钢球 衬板kg/t矿 1.2 0.110.97 0.12捕收剂黄药0.090.28起泡剂0.140.18调整剂石灰 木质素3.40 0.020.08 0.042 3 4 5 6 7润滑油其它 水 电 出产工人薪酬 出产工人附加薪酬 固定资产折旧 大修基金 车间经费 选矿单位本钱 精矿单位本钱34°/t0.14 0.30 2.30 0.26 0.04 0.25 0.22 1.50 6.68 743.19     十、设备负荷率：见表6。 表6  首要车间设备负荷率工作率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率 %工作率 %一、碎矿车间   粗碎机  中碎机  细碎机3400 t/d 5400 ″ 5040 ″ 4320 ″63.0 67.5 78.775二、磨浮车间   磨矿机  浮选机3400 ″ 1.74 t/m3·h （按重生－200目计） 0.058 m3/t·d95.490.4三、脱水车间   过滤机349 t/d（精矿） 3.87 t/m2·d6790.4     十一、三废管理：     （一）尾矿库：胡家峪选厂尾矿排放量为62万吨/年。悉数排入毛家湾尾矿库。规划库容为4200m3，坝顶标高792m。     尾矿坝结构：亚粘土质及尾矿砂质轧压；堆坝方法：人工、推土机共用的方法加高。放矿方法：尾矿涣散管填池放矿。     （二）尾矿运送体系：运送高度：39m；运送浓度：20%～50%；运送段数：两段；泵型：6n7；台数：5台；管径：ф350mm；长度：1100m；运送能耗：3.37°/t·矿；运送本钱：约0.22元/t·矿。     （三）尾矿水处理：毛家湾尾矿水日均10000m3。其首要有害成份、浓度如表7。 表7  尾矿水排放标准及实测值项目国家规定排放标准mg/L查看值P6～96悬浮物5006COD1001.2硫化物1.0/酚0.50.02F100.36Cu1.00.001Cr0.50.008Zn5.0/     尾矿库回水面极大。上游有河水注入，选厂尾矿中的有害成分经减弱、沉积、自净作用后，到达了国家规定的地面水二级或三级标准。该厂出产悉数运用回水。     十二、出资作用：见表8。 表8  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（y）13年（自1972年返本）厂商出资收益率（元/100元）全员劳动出产率（t/人·d）前史最好10.43  1983年：8.41工人劳动出产率（t/人·d）前史最好12.00  1983年：9.55每吨原矿装置功率（kW/t）1.95员工总人数246（84年）其间工人216技术人员4效劳及其它26归纳利用伴生金属量（原矿）Co 0.02%；Au 0.2g/t；Ag 1.0k/t，已收回金属（钴精矿含钴金属）约836t     十三、其它：产品质量规划见表9。 表9  首要产品质量规划时刻精矿档次%收回率%铜钴铜钴1984年250.396.5451987年250.396.5451990年250.396.545

一、方位：坐落云南省中部易门县境内，与双柏、禄丰两县接壤。 公路由矿区至昆明114km，至禄丰火车站50km。 二、矿石特性：狮子山铜矿属中温热液告知矿床。铜矿藏以斑铜矿、黄铜矿、孔雀石为主，其次是辉铜矿和兰铜矿，呈粗细不均匀嵌布;脉石矿藏首要是方解石、白云石，其次是石英、氢氧化铁、氢氧化锰、粘土等。矿石硬度f=10～14，密度2.75. 三、出产概略：选厂规划规划为1800t/d，年处理矿石量为59.4万吨。1985年工业普查核定出产能力为1750t/d。选厂提交规划时的矿石储量1213万吨，档次0.92%，金属量111443t。新增矿石储量358万吨，档次0.82%，金属量29431t。1985年底保有矿石储量1124万吨，档次0.94%，金属量105848t。选用有底柱分段崩落法挖掘的矿石经溜井用电机车运至索道起点站，经粗碎机破碎后用索道运至选厂原矿仓。碎矿流程为三段一闭路，粗碎机最大给料粒度480mm，经三段破碎后的终究产品粒度为-12mm。磨矿流程为阶段磨集中选，一段磨3.2×3.1m格子型球磨机与ф2.4m双螺旋分级机成闭路，分级产品经旋流器进入二段磨(3.2×3.1m格子型球磨机)。二段产品进入ф600mm旋流器，旋流器溢流进入浮选流程。浮选流程为一粗、一扫、四次精选，中矿(扫选精矿及精选Ⅰ尾矿)回来主流程首部。铜精矿经浓缩、过滤、枯燥三段脱水后水分≤14%，用轿车运到禄丰火车站，再由火车运到云南冶炼厂。选矿厂预备采纳如下主动操控措施：数控加药;浮选液面主动操控;pH值主动操控;磨矿分级浓细度操控。 四、工艺流程：工艺流程见下图。  图 狮子山选矿厂出产流程 五、出产目标：见表1。 表1 出产目标项目单位规划前史最 好水平1980年1981年1982年1983年1984年1985年1986年1987年123456789101112日处理量t/d1800 108511391328136515011567  年处理量t/y59.4 28.7633.4939.5839.7246.6747.01  原矿档次Cu %0.81 0.7680.7260.7870.7340.7660.773  精矿档次Cu　%20.20 28.5229.2525.2425.2428.6430.72  精矿含铜万吨/ｙ0.4451 0.18030.20330.29500.29500.3140.3213  回收率%92.60 81.5883.5683.9886.0087.8788.43  六、耗费目标、选矿本钱和劳动出产率：见表2。 表2 首要材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1980年1981年1982年1983年12345678黄药 2#油 石灰钢球 水k/t k/t k/t k/t kg/t m3/t100 50 2000 160 1.1 4.76 114 49 2709 1329 0.7104 56 3053 940 1.014102 76 2897 389 0.84562 76 2846 283 0.696电耗全厂 磨浮°/t °/t38 26.9 38.9838.0941.1237.75本钱全厂 选矿车间元/t原矿 元/t原矿6.99 10.909.668.047.97 7.64劳动出产率全厂 出产工人t/人·月 t/人·月188 219 58.93 104.4473.57 122.1785.57 139.3184.14 128.75附表项目单位规划前史最好水平1984年1985年1986年1987年12345678黄药 2#油 石灰钢球 水k/t k/t k/t k/t kg/t m3/t100 50 2000 160 1.1 4.76 71 68 1900 169 0.78184 61 188 0.964 3.88  电耗全厂 磨浮°/t °/t38 26.9 35.3735.26  本钱全厂 选矿车间t/人·月 t/人·月6.99 7.23 7.097.39 7.11  劳动出产率全厂 出产工人元/t原矿 元/t原矿188 219 02.77 53.32117.31 175.59  七、首要设备出产能力：见表3。 表3 首要设备出产能力项目设备称号及规格台数最大处理量 一、碎矿 t/台·h产品粒度mm排矿口宽度mm矿石松懈密度t/m3粗碎 中碎 细碎PEF600×900复摆式颚式破碎机 ф1650圆锥破碎机 ф220液压短头圆锥破碎机2 1 1200 218116 48 1475 25 81.6 1.6 1.6 二、磨矿、分级 t/台·h给矿粒度mm磨矿细度－200目%一段3200×3100格子型球磨机 ф2400淹没式双螺旋分级机1 175－1235二段3200×3100格子型球磨机 ф2400淹没式双螺旋分级机 ф600旋流器1 1 4 －375 三、浮选 m3/t·d作业浓度%给矿粒度%－0.074粗选 扫选 精选ZZF－3 ″ 6A16 160.043 0.031 0.14430.09 30.51 15.0075 四、脱水 t/m3·r给矿浓度排矿浓度滤饼水分%精矿密度t/m3浓缩 过滤ф12m中心传动浓缩机 PG39－2704过滤机2 10.36 0.385t/m2·h9.95 64.264.2 18.193.2 3.2枯燥ф1.5×12m圆筒式枯燥机1kg 水/m3·h 30给料水分% 18.19排料水分% 13.50八、设备负荷率：见表4。 表4 设备负荷率及工作率车间、设备称号归纳出产能力（额外）负荷率%工作率%一、碎矿车间 中碎机 细碎机2000t/d 2000t/d  二、磨浮车间 磨矿机 浮选机1800t/d 1.079t/m3·h·台 （按重生－200目核算） 0.101t/m3·h·台  三、脱水车间 过滤机 枯燥机50t精矿/d 50t/m2d 50t/d  九、三废管理 (一)尾矿库：坐落距选厂4.6km的大沙河，库容为1040万m3。(二)尾矿运送体系：经三级泵站沿全长4.6km沟、管送入尾矿库。       十、出资作用：全厂现有设备107台套，装置总容量3636kW，设备总重量约880t。        十一、其它 (一)矿石物相及化学分析：见表5。 表5 矿石物相及化学分析(%)项目元素及物相原矿精矿尾矿物 相全铜 游离氧化铜 结合氧化铜 原生硫化铜 次生硫化铜0.751 0.045 0.020 0.388 0.316 0.087 0.032 0.019 0.030 0.025氧化率5.99结合律2.66多 元 素Au t/d Ag t/d Cu Co Mn S TiO Ge Ga As Zn Pb MgO CaOAl2O3 Fe2O3 SiO30.05 1.33 0.864 0.008 0.189 0.54 0.2 0.0001 0.0003 0.013 0.006 0.0069.02 15.02 6.34 3.86 33.360.3 42.25 29.10 0.15 0.048 20.7 0.24 0.0005 0.0002 0.198 0.074 0.012.32 3.86 2.74 23.5 11.980.02 0.025 0.102 0.005(二)产品质量规划：见表6。 表6产品质量规划时刻1984年底1987年底1990年底铜精矿档次 % 回收率 %28.64 87.8929.0 88.529.0 88.70

概况 白银铜矿选矿厂于1958年开建，1960年投产，随着生产的发展，除原设计产出铜精矿和硫精矿外，还产出了锌精矿。按原设计，铜精矿品位18.8%，回收率88.23%。1979年后，精矿品位突破20%，并稳定在22%左右;回收率亦提高到92%以上，稳定在94%～95%。 矿石性质： 白银铜矿矿床属含铜黄铁矿型多金属矿。该矿区矿石成分复杂、 类型繁多，既有块矿，也有浸染矿;既有原生矿，又有次生矿;既有硫化矿，还有氧化矿。品位变化大，可选性复杂。随者矿山采掘向下部发展，原生带矿石逐渐暴露，目前已过渡到以原生硫化矿石为主。 矿石来自露天矿， 按块状含铜黄铁矿石、浸染状铜硫矿石及块状铜锌黄铁矿石三大类型分别在三个系统入选。 块矿和浸染矿矿物种类基本相同，仅硫化物的含量和铜品位有差别。块矿硫化物含量达92%～95%，其中黄铁矿占90%以上，浸染矿硫化物含量为24%～27%。块矿的铜品位也比浸染矿高。 矿石的结构构造也因矿石种类的不同而不同。原生块矿呈块状构造，铜矿物嵌布粒度不均。次生块矿具有疏松块状、条带状、多孔状构造。 2生产技术进步 白银公司选矿厂原设计采用576台6A浮选机，在使用过程中发现存在不少问题，经过多年的改进，工作效果均不理想，于1989年6月完成了选硫6A浮选机的更新改造工作。截止1992年4月，6A浮选机的更新改造工作全部完工，包括选硫系统共安装 JJF-16 浮选机60台、JJF-8浮选机12台、JJF-4浮选机26台，结束了使用6A浮选机的历史，并取得了明显的经济效益。生产实践表明，JJF浮选机无论是选铜或选硫均能提高选矿技术指标。 选矿厂原来处理浸染矿时采用高钙高药、 一次粗选一次扫选加三次精选、尾矿不选硫工艺。该工艺流程稳定，铜硫分离相对彻底，但药剂用量高、石灰用量大、设备及管路结钙严重，从而影响设备效率和指标。而且，有价的黄铁矿未回收，对效益和环境不利。于是，进行了低钙低药、尾矿加酸或加硫酸盐选硫的工艺探索，并逐步趋于稳定，选铜粗选作业的游离氧化钙小于200g/m3，技术指标逐年提高，药剂费用显著降低。1999年，原矿含铜1.005%时，取得了精矿品位23.75%、回收率95.24%的先进指标。 3生产工艺及流程 破碎筛分 破碎筛分采用三段开路，第二、三段带预先筛分的破碎流程。 原矿运到容积400m3的两个粗矿仓后，进入两个平行的碎矿系统分别处理。设计的最终碎矿粒度为-25mm占95% ，实际达到-25mm占80%。 磨浮流程 从粉矿仓出来的矿石，通过扇形闸口，进人磨矿浮选系统。各类矿石的物质组成和结构特点不同，因而需要不同的浮选条件。下面按块状铜硫系统、浸染状铜硫系统和块状铜锌系统分别介绍。 a 块状铜硫系统 原设计流程(见图1)为阶段磨矿、阶段浮选，粗选精矿经三次精选后得到铜精矿， 浮选尾矿即为硫精矿。选厂投产后，基本上按照该流程生产，直至1969年才改为两段磨矿一段浮选流程(见图2)。 块状铜硫系统， 用 φ2700mm x3600mm格子型球磨机与直径2400mm双螺旋分级机闭路进行一段磨矿，分级机溢流与第二段φ2700mmx3600mm溢流型球磨机排矿合并泵送入直径为500mm或7500mm旋流器，旋流器沉砂再入二段磨矿，溢流进入粗选。一段磨矿细度-0.074mm占50%，浓度45%～50%，二段磨矿细度-0.074mm占80%，浓度45%;浮选采用一次粗选、一次扫选、三次精选流程。用石灰作黄铁矿抑制剂，矿浆中游离氧化钙含量为800～1000g/m3，加丁基黄药和松醇油选铜，尾矿即为硫精矿，浮选全用维姆科16m3浮选机。 原生块矿要求细磨， 回收率几乎与磨矿细度成正比， 但嵌布粒度不同的块矿， 适宜的磨矿细度也不同。从表1不难看出，在同样的磨矿细度下，中粒嵌布块矿回收率最高， 细粒嵌布块矿最差。其次，所有各类块矿的铜回收率均随着磨矿细度的提高而增加。一般地说，中粒嵌布块矿要求磨矿细度为-0.074mm占70%以上，粗粒嵌布块矿要求为-0.074mm占75%～80%，而细粒嵌布块矿要求为-0.074mm占95%以上。原生块矿比较易选，生产指标较高，对氧化钙含量适应的范围也大，一般控制在大于600g/m3的范围，黄药用量必须与氧化钙含量相适应，掌握“高钙高药、低钙低药”的原则。次生块矿的浮选流程与原生块矿相同，只是次生块矿不宜磨得过细，否则会引起次生铜过粉碎，一般磨到-0.074mm占85%即可。氧化钙含量不宜过高，其适应范围是200～400g/m3或800g/m3以上。次生块矿铜品位高，要求药剂用量大。由于次生矿矿石性质复杂，其选别指标要低于原生矿。 浸染状铜硫系统 浸染矿原设计用混合一优先浮选流程综合回收铜、硫两种产品。由于流程复杂，包括四段磨矿分级一次浓缩作业，使用五种药剂，消耗定额又高，因此未能在生产中实现。投产后按块矿的生产流程回收铜，暂未回收硫。 块状铜锌系统 块状铜锌黄铁矿石系统的磨矿流程也与块状铜矿石相同，二段磨矿细度为-0. 074mm占90%。浮选时采用铜锌等可浮一铜锌分离一浮选尾矿选锌的流程，选锌尾矿即硫精矿 产品脱水 铜精矿泵送入两台直径为30m周边传动式浓密机浓缩后， 又经圆盘过滤机过滤，圆简干燥机干燥，水分为5%～7%的干燥产品用皮带运输机送入冶炼厂精矿仓。 锌精矿脱水流程与铜精矿相同，干燥产品单独堆积销售。 硫精矿脱水按以下三种办法处理: (1) 经浓缩一过滤一干燥后， 送入冶炼厂制酸系统。 (2)经旋流器，由圆盘过滤机过滤后，露天堆放，自然干燥后，用抓斗吊车装火车外销。 (3) 直接泵送精矿沉淀池， 沉淀后自然干燥，产品用铲车铲装火车外销。 以上这三种办法根据生产需要灵活运用。 尾矿处理 第一尾矿坝容积为1700万立方米，1980年4月期满，堆存尾矿2900万吨;第二尾矿坝容积为2000万立方米，尾矿送入第一尾矿坝时，前期用254mm巴格尔泵一段泵扬送，后期用254mm巴格尔泵二段泵扬送;送入第二尾矿坝时为三段泵扬送。堆坝方式采用周边分段放矿自然堆积， 并用推土机配合筑坝。第一尾矿坝采用明沟引水，用泵扬送回选厂使用;第二尾矿坝使用溢水井方式引水。回水利用率为60%～70%。

经上海 有色 网网提供铜材厂家：  佛山市中海 有色金属 有限公司  联系人:夏锡鹏  联系电话:0757-82836666  甘肃黄楼工贸有限公司  联系人:段雪芹  联系电话:0931-4810223/13519316613 021-62850301 029-86736965   广昌县华能铜业有限公司  联系人:吴总  联系电话:13902897818(南海)13767600333(江西)   广州汉合贸易有限公司  联系人:李小姐  联系电话:020-38870341   广州市凯捷 有色金属 有限公司  联系人:江卫钿  联系电话:13922457600  杭州富春江冶炼有限公司  联系人:俞建锋  联系电话:15021800039  河南志成金铅股份有限公司  联系人:张涛业  联系电话:0398-6893661  红河州红铅 有色 化工股份有限公司  联系人:马萍 张杰  联系电话:0873-2650026   济南良机实业有限公司  联系人:王小玫  联系电话:13906412441  江西江锂科技有限公司  联系人:魏雪、郑世芬、张伟娜  联系电话:13755548888   莱芜钢铁集团新泰铜业有限公司  联系人:孔宪廷  联系电话:13953819776、13325279258、13305482110  更多有关铜材厂家信息请详见于上海 有色 网

铝塑板厂家随着现在社会对铝塑板的广泛使用，现在全国各地都出都能找到铝塑板的生产厂家。铝塑板生产厂家如下洛阳诚贞经贸有限公司联系人:寇兴旺、齐上卫联系电话:13937954183 13937854182南京昌昊国际贸易有限公司联系人:吴先生联系电话:021-62854028上海百货商业物资有限公司联系人:王 伟联系电话:66288198或13801926836上海宝徽 有色金属 有限公司联系人:尹经理联系电话:62571766上海超今国际贸易有限公司联系人:王志文 李振东 解国华联系电话:王志文-13816529010李振东-13921285846上海德鹭 金属 材料有限公司联系人:夏先生，李先生联系电话:021-52711365上海福世兴 金属 材料有限公司联系人:马帅 张姝秀 陈燕 李刚联系电话:021-52710082、62856202、62459431 62452698上海钢宇矿业有限公司联系人:周博斌、林燕青联系电话:13816696322上海汇瑜 金属 材料有限公司联系人:吴冰封 董浩联系电话:62863849 62851299上海佳而杰 有色金属 有限公司联系人:周少杰联系电话:13918189891上海京慧诚国际贸易有限公司联系人:赵小姐联系电话:13681960637上海靖升 金属 材料有限公司联系人:钱旭良联系电话:62576902上海卡道国际贸易有限公司联系人:滕先生联系电话:021-62163236上海秋菊 金属 材料有限公司联系人:陈秋菊联系电话:13564670787北京捷茂亨科技发展有限公司联系人:联系电话:佛山市中海 有色金属 有限公司联系人:夏锡鹏联系电话:0757-82836666广州汉合贸易有限公司联系人:李小姐联系电话:020-38870341广州市凯捷 有色金属 有限公司联系人:江卫钿联系电话:13922457600呼伦贝尔查干矿业有限公司联系人:解成波联系电话:13347038999临沂市利源 金属 材料有限公司联系人:陈同君 许传春联系电话:0539-8367898，13953900829以上是上海 有色 网为您提供的铝塑板厂家的相关信息

铜线厂家的具体联系方式楚雄源泰矿业有限公司联系人:杜斌联系电话:13187669652佛山市中海 有色金属 有限公司联系人:夏锡鹏联系电话:0757-82836666甘肃黄楼工贸有限公司联系人:段雪芹联系电话:0931-4810223/13519316613 021-62850301 029-86736965广昌县华能铜业有限公司联系人:吴总联系电话:13902897818(南海)13767600333(江西)广州汉合贸易有限公司联系人:李小姐联系电话:020-38870341广州市凯捷 有色金属 有限公司联系人:江卫钿联系电话:13922457600杭州富春江冶炼有限公司联系人:俞建锋联系电话:15021800039河南志成金铅股份有限公司联系人:张涛业联系电话:0398-6893661红河州红铅 有色 化工股份有限公司联系人:马萍 张杰联系电话:0873-2650026济南良机实业有限公司联系人:王小玫联系电话:13906412441江西江锂科技有限公司联系人:魏雪、郑世芬、张伟娜联系电话:13755548888莱芜钢铁集团新泰铜业有限公司联系人:孔宪廷联系电话:13953819776、13325279258、13305482110灵宝市金源晨光化工有限责任公司联系人:李卫华联系电话:13703816272洛阳诚贞经贸有限公司联系人:寇兴旺、齐上卫联系电话:13937954183 13937854182满洲里东方诺克商务有限公司联系人:傅义联系电话:0470-6227622美思博（厦门）进出口有限公司联系人:李政联系电话:0592-2039290青岛纬度进出口有限公司联系人:鞠敏联系电话:13646423229上海百货商业物资有限公司联系人:王 伟联系电话:66288198或13801926836上海宝徽 有色金属 有限公司联系人:尹经理联系电话:62571766上海彼麟林贸易有限公司联系人:宗位正联系电话:13816222190以上是上海 有色 网为您提供的铜线厂家的具体内容 如有需要欢迎进入本网站进行关注等等一系列的生产厂家 更多详细内容请到上海 有色 网

（一）概况    诸暨铜矿位于浙江省诸暨县境内。    1958年该矿以土法开采富矿，土法炼铜而开始建矿。1960年100吨/日机选厂投产。矿山坚持土洋结合，由小到大，艰苦创业的精神，至今选矿厂已发展到120吨/日生产能力。    矿山为平窿开拓，采矿方法为浅孔溜矿法。原矿运至窿口，用土索道下放到山下的贮矿仓，再经汽车转运至选矿厂。    用水取自距选矿厂180米的陈蔡河。    电源取自浬浦变电所，以1.5公里10千伏高压线路送至选矿厂变电所，经560千伏安变压器降压后向选矿厂配电。    选矿厂周围由于受地形条件所限，没有设置尾矿库，尾矿直接排入溪沟，对河水有污染。为消除其污染，该矿根据矿区内有利的地形和已掌握的地质资源，正拟将选矿厂搬迁至主坑口附近，并扩建至200吨/日规模。    （二）工艺流程    1.原矿性质    矿体上部为大理岩含铜石英脉。铜矿石呈粗粒不均匀嵌布，品位也较高，但该部分矿石已采完。目前开采下部矿体，为矽卡岩型多金属矿末。主要有用矿物有黄铜矿、闪锌矿，其次是黄铁矿、方铅矿、辉钼矿等，还有少量稀散元素。脉石矿物有大理岩、辉绿岩、石榴子石、石英、方解石等。    2.工艺流程    破碎：两段一闭路，原矿最大粒度350毫米，破碎最终产品凿度18毫米。原矿仓上装有筛孔200×240毫米格筛，大块矿石由人工运至侧面的400×600颚式破碎机破碎，其产品由胶带输送机返回原矿仓，从而代替人工碎大块。    磨浮：一段闭路磨矿，矿石磨至-200目占55%，按铜、锌、硫顺次优先浮选，选硫前用两段旋流器脱水。其工艺流程及技术条件见下图。 [next]     脱水：采用带有搅拌器的Ф1800毫米角锥型浓缩机和1.5米2扇形过滤机两段脱水。    （三）选矿厂主要设备(下表）    该矿选矿厂在发展过程中，充分发挥了工人阶级的智慧，大搞技术革新和技术改造：1）制造了1.5米2扇形过滤机和Ф1800毫米角锥型浓缩机，使精矿脱水机械化。2）水环式真空泵作为过滤机的吸气设备，同时也作吸气设备，操作时将真空泵的吸气管和排气管分别用旋塞控制与过滤机联接即可，减少了压风设备，实践证明，效果较好。

（一）概况    滁县铜矿位于安徽省滁县境内。    该矿于1958年开始建设，1959年兴建选矿厂，1960年下半年建成50吨/日的选矿厂。经几次扩建现实际生产能力为200吨/日。    矿山采用平窿竖井开拓，浅孔溜矿法采矿。矿石由提升机提到井口，再经斜坡卷扬提升后，由人工推卸至选矿厂原矿仓。破碎产品再经另一斜坡卷扬提升后，人工推卸至两个圆型粉矿仓。    电源来自华东电力网的罗大庄变电所，以5公里千伏输电线路向矿山供电。    供水取自选矿厂山坡下面放牛溪，溪内水来自上游尾矿库回水及井下排水和溪内泉水，用一级泵站扬至选矿厂高位水池。目前生产还需从新建大选矿厂水池补充部分新水。    尾矿库设在选矿厂左侧原为农田水库的山沟中。    （二）工艺流程    1.原矿性质    矿石类型自上面下为：闪长岩型、矽卡岩磁铁矿型、矽卡岩型及少量大理岩型。    主要含铜矿物为黄铜矿，含铁矿物主要为磁铁矿（占全铁的53~58%左右）。金属矿物为斑点状，呈中、细粒不均匀嵌布。黄铜矿晶粒边缘及裂隙被斑铜矿、辉铜矿交代。磁铁矿为半自形至他形晶粒结构，呈浸染状及块状分布。    脉石矿物有石榴子石、方解石、绿泥石、透辉石、阳起石、石英等。    原矿含铜1.32%，含铁（全铁）11.9%，伴生金、银等贵重金属（金0.45克/吨，银4~16克/吨）。氧化铜含量极微，含铜矿物可选性良好。原矿真比重3.1~3.4，矿石硬度f=9~10。    2.工艺流程    破碎：两段一闭路，原矿粒度350~0毫米，破碎最终产品粒度22~0毫米，破碎比15.9。    磨矿：一段闭路，磨矿细度-200目占60%，磨矿浓度70~75%，分级溢流浓度30~32%。    浮选：采用一次粗选（其中有一系列增设单槽浮选）、一次精选、二次扫选，浮选尾矿用磁选机选铁。其工艺流程详见下图。 [next]     脱水：均为沉淀池脱水。    （三）选矿厂主要设备（下表）    该矿浮选设备采用0.3米3棒型浮选机是现场用3A浮选机改制的，经试生产证明：该设备具有结构简单，操作维修方便，吸气量大，搅拌力强，浮选速度快，效率高，选别指标好，耗电少等优点。

（一）概况    该矿位于福建省漳州地区平和县境内。    选矿厂于1969年初投产，设计规模100吨/日，目前实际生产能力75~80吨/日，回收铜、钼、硫三种产品。    采矿方法为分层崩落法。平窿出矿，矿石经斜坡卷扬提升至选矿厂原矿仓。    用水取自选矿厂附近小河，经20瓦水泵扬至200米3高位水池。    该矿为柴油发电，装机容量530瓦。选矿厂安装容量为271瓦。由于柴油发电不够正常，选矿厂运转率较低。    （二）工艺流程    1.原矿性质    该矿属于中温热液斑岩铜矿床。金属矿物有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿以及次生硫化铜、闪锌矿等。脉石矿物有长石、石英、黑云母、绿泥石等。    矿石嵌布粒度较粗，呈稀散及致密不等的浸染体分布于脉石中。矿体氧化率低，但在老洞 地段氧化率高，且含泥较多，对选别指标影响较大。矿体围岩主要为黑云母化斑岩。矿石硬度f=8~12，矿石真比重2.8。    2.工艺流程    原矿一般含铜1.14%，钼0.04%，硫5~10%。破碎为两段一闭路，原矿粒度为200~0毫米，破碎最终产品粒度为18~0毫米。原矿磨至-200目点55%，进行铜、钼混合浮选。流程结构为二次粗选，二次精选，三次扫选。铜-钼分离浮选为一次粗选，四次精选，分离浮选尾矿为铜精矿。混合浮选尾矿选硫，其流程为二次粗选，二次扫选，扫精精选。铜精矿经浓缩、过滤两段脱水，滤饼含水10~12%。钼、硫精矿用沉淀池脱水。其工艺流程及技术条件见下图。 [next]     选矿厂所得钼精矿含钼仅40%左右（不合格）。其原因可能是：1）磨矿细度不够，铜、钼单体分离不完全；2）铜、钼分离精选次数少。    （三）选矿厂主要设备（下表）

该选矿厂由北京有色冶金设计研究院于1957年设计，设计能力为4400t/d。   （1）矿石性质；该厂所处理的矿石属中温热液交代浸染状似层状铜矿床。金属矿物主要有黄铜矿，次为斑铜矿、孔雀石和少量辉钼矿、铜蓝、蓝铜矿、赤铜矿等。脉石矿物以白云石和碳化白云石为主，其次为石英、方解石、长石等。    铜矿物主要产于白云岩和碳化白云岩中，硫化铜矿物的嵌布以块状、斑点状、散点状为主，氧化矿物呈粉状和薄膜状产出黄铜矿粒度为0.03mm~0.2mm。    矿石硬度中等，密度2.85t/m3，松散密度1.65t/m3，安息角31~38°。原矿含铜0.7~1.0%，氧化率小于10%，结合率2~3%。   （2）工艺流程：碎矿为三段开路流程，最终破碎粒度大于18mm的不超过10%。磨矿为两段连续磨矿。第一段磨矿浓度75~80%，溢流浓度44~50%，返砂循环负荷率C=100%。第二段磨矿浓度70~75%，溢流浓度23~26%， 返砂循环负荷率C=200%。    工艺流程见上图，各段磨矿机补加钢球的大小及比例见下表。    浓缩机给矿浓度10~15%，沉砂浓度大于60%，溢流水要求固体含量小于0.05g/L，过滤机滤饼含水小于20%，干燥后小于14%。    近年来的艺指标见下表。    该选矿厂有如下特点：    1）三段开路碎矿为了确保最终碎矿粒度大于18mm不超过10%，生产中对细碎机伞板进行加工，以保证排矿口为5~8mm。    2）该厂从1980年起，根据矿石中矿物种类的变化，及时控制加药量，特别是捕收剂丁黄药的用量，严格控制精选浓度和刮出量，使铜精矿品位大幅度上升，从1979年18.85%上升到1982年的24.93%。    3）1983年将原阶段磨矿阶段选别流程改为阶段磨矿集中选别流程，提高了入选物料的细度，同时取消了头两槽的中间浮选，精矿全部进入精选，不仅有利于精矿品位的提高，同时降低了浮选机部件的磨损，每年节约10万元左右。    4）磨矿机波纹型衬板改为大块衬板，使衬板使用周期提高57%以上。    5）选矿厂在球磨给矿、磨矿分级、pH控制等方面已实现了自动控制，目前正在试验一段磨矿分级的计算机最佳化控制。    选矿厂单位消耗指标及主要设备见下两表。

1概况 　　白银铜矿选矿厂于1958年开建，1960年投产，随着生产的发展，除原设计产出铜精矿和硫精矿外，还产出了锌精矿。按原设计，铜精矿品位18.8%，回收率88.23%。1979年后，精矿品位突破20%，并稳定在22%左右;回收率亦提高到92%以上，稳定在94%～95%。 　　2矿石性质 　　白银铜矿矿床属含铜黄铁矿型多金属矿。该矿区矿石成分复杂、 类型繁多，既有块矿，也有浸染矿;既有原生矿，又有次生矿;既有硫化矿，还有氧化矿。品位变化大，可选性复杂。随者矿山采掘向下部发展，原生带矿石逐渐暴露，目前已过渡到以原生硫化矿石为主。 　　矿石来自露天矿， 按块状含铜黄铁矿石、浸染状铜硫矿石及块状铜锌黄铁矿石三大类型分别在三个系统入选。 　　块矿和浸染矿矿物种类基本相同，仅硫化物的含量和铜品位有差别。块矿硫化物含量达92%～95%，其中黄铁矿占90%以上，浸染矿硫化物含量为24%～27%。块矿的铜品位也比浸染矿高。 　　各类矿石的脉石矿物大致相同，主要是石英、绢云母、绿泥石、石膏等。 　　矿石的结构构造也因矿石种类的不同而不同。原生块矿呈块状构造，铜矿物嵌布粒度不均。次生块矿具有疏松块状、条带状、多孔状构造。 　　3生产技术进步　　白银公司选矿厂原设计采用576台6A浮选机，在使用过程中发现存在不少问题，经过多年的改进，工作效果均不理想，于1989年6月完成了选硫6A浮选机的更新改造工作。截止1992年4月，6A浮选机的更新改造工作全部完工，包括选硫系统共安装 JJF-16 浮选机60台、JJF-8浮选机12台、JJF-4浮选机26台，结束了使用6A浮选机的历史，并取得了明显的经济效益。生产实践表明，JJF浮选机无论是选铜或选硫均能提高选矿技术指标。 　　选矿厂原来处理浸染矿时采用高钙高药、 一次粗选一次扫选加三次精选、尾矿不选硫工艺。该工艺流程稳定，铜硫分离相对彻底，但药剂用量高、石灰用量大、设备及管路结钙严重，从而影响设备效率和指标。而且，有价的黄铁矿未回收，对效益和环境不利。于是，进行了低钙低药、尾矿加酸或加硫酸盐选硫的工艺探索，并逐步趋于稳定，选铜粗选作业的游离氧化钙小于200g/m3，技术指标逐年提高，药剂费用显著降低。1999年，原矿含铜1.005%时，取得了精矿品位23.75%、回收率95.24%的先进指标。 　　　　4 生产工艺及流程 　　A 破碎筛分 　　破碎筛分采用三段开路，第二、三段带预先筛分的破碎流程。 　　原矿运到容积400m3的两个粗矿仓后，进入两个平行的碎矿系统分别处理。设计的最终碎矿粒度为-25mm占95% ，实际达到-25mm占80%。 　　B 磨浮流程 　　从粉矿仓出来的矿石，通过扇形闸口，进人磨矿浮选系统。各类矿石的物质组成和结构特点不同，因而需要不同的浮选条件。下面按块状铜硫系统、浸染状铜硫系统和块状铜锌系统分别介绍。 　　a 块状铜硫系统 　　原设计流程(见图25-5-25)为阶段磨矿、阶段浮选，粗选精矿经三次精选后得到铜精矿， 浮选尾矿即为硫精矿。选厂投产后，基本上按照该流程生产，直至1969年才改为两段磨矿一段浮选流程(见图25-5-26)。　　图25-5-25 白银选厂原设计流程 　　块状铜硫系统， 用 φ2700mm x3600mm格子型球磨机与直径2400mm双螺旋分级机闭路进行一段磨矿，分级机溢流与第二段φ2700mmx3600mm溢流型球磨机排矿合并泵送入直径为500mm或7500mm旋流器，旋流器沉砂再入二段磨矿，溢流进入粗选。一段磨矿细度-0.074mm占50%，浓度45%～50%，二段磨矿细度-0.074mm占80%，浓度45%;浮选采用一次粗选、一次扫选、三次精选流程。用石灰作黄铁矿抑制剂，矿浆中游离氧化钙含量为800～1000g/m3，加丁基黄药和松醇油选铜，尾矿即为硫精矿，浮选全用维姆科16m3浮选机。　　图25-5-26 白银选厂块状矿和浸染矿浮选流程 　　原生块矿要求细磨， 回收率几乎与磨矿细度成正比， 但嵌布粒度不同的块矿， 适宜的磨矿细度也不同。从表25-5-39不难看出，在同样的磨矿细度下，中粒嵌布块矿回收率最高， 细粒嵌布块矿最差。其次，所有各类块矿的铜回收率均随着磨矿细度的提高而增加。一般地说，中粒嵌布块矿要求磨矿细度为-0.074mm占70%以上，粗粒嵌布块矿要求为-0.074mm占75%～80%，而细粒嵌布块矿要求为-0.074mm占95%以上。原生块矿比较易选，生产指标较高，对氧化钙含量适应的范围也大，一般控制在大于600g/m3的范围，黄药用量必须与氧化钙含量相适应，掌握“高钙高药、低钙低药”的原则。次生块矿的浮选流程与原生块矿相同，只是次生块矿不宜磨得过细，否则会引起次生铜过粉碎，一般磨到-0.074mm占85%即可。氧化钙含量不宜过高，其适应范围是200～400g/m3或800g/m3以上。次生块矿铜品位高，要求药剂用量大。由于次生矿矿石性质复杂，其选别指标要低于原生矿。 表25-5-39 不同接布粒度块矿铜矿物解高度与选矿指标关系　　b 浸染状铜硫系统 　　浸染矿原设计用混合一优先浮选流程综合回收铜、硫两种产品。由于流程复杂，包括四段磨矿分级一次浓缩作业，使用五种药剂，消耗定额又高，因此未能在生产中实现。投产后按块矿的生产流程回收铜，暂未回收硫。 　　c 块状铜锌系统 　　块状铜锌黄铁矿石系统的磨矿流程也与块状铜矿石相同，二段磨矿细度为-0. 074mm占90%。浮选时采用铜锌等可浮一铜锌分离一浮选尾矿选锌的流程，选锌尾矿即硫精矿(见图25-5-27)。 　　图25-5-27块状铜锌矿石磨浮流程 　　C 产品脱水 　　铜精矿泵送入两台直径为30m周边传动式浓密机浓缩后， 又经圆盘过滤机过滤，圆简干燥机干燥，水分为5%～7%的干燥产品用皮带运输机送入冶炼厂精矿仓。 　　锌精矿脱水流程与铜精矿相同，干燥产品单独堆积销售。 　　硫精矿脱水按以下三种办法处理: 　　(1) 经浓缩一过滤一干燥后， 送入冶炼厂制酸系统。 　　(2)经旋流器，由圆盘过滤机过滤后，露天堆放，自然干燥后，用抓斗吊车装火车外销。 　　(3) 直接泵送精矿沉淀池， 沉淀后自然干燥，产品用铲车铲装火车外销。 　　以上这三种办法根据生产需要灵活运用。 　　D 尾矿处理 　　第一尾矿坝容积为1700万立方米，1980年4月期满，堆存尾矿2900万吨;第二尾矿坝容积为2000万立方米，尾矿送入第一尾矿坝时，前期用254mm巴格尔泵一段泵扬送，后期用254mm巴格尔泵二段泵扬送;送入第二尾矿坝时为三段泵扬送。堆坝方式采用周边分段放矿自然堆积， 并用推土机配合筑坝。第一尾矿坝采用明沟引水，用泵扬送回选厂使用;第二尾矿坝使用溢水井方式引水。回水利用率为60%～70%。 　　E 工艺流程图 　　白银铜矿选矿厂现有生产流程如图25-5-28所示。　　图25-5-28 白银铜矿选矿厂工艺流程 　　F 生产指标 　　因矿石性质复杂多变，该厂选矿工艺指标差别也较大，各种矿石的浮选条件见表25-5-40。1984年，全年平均生产指标见表25-5-41。近年来由于原矿品位波动大，生产不够稳定，大体上铜精矿品位可达20%左右，回收率为90%以上，锌精矿品位40%左右，锌精矿回收率50%左右。 　　表25-5-40 白银选厂铜硫矿石浮选条件　　①浸染矿浮选条件，指单一回收铜的条件; 　　②次生块矿指不含铅钒者。 　　表25-5-41 白银选厂生产指标 (%)

铍铜厂家,主要分为2种，一种是国产厂家，一种就是外国厂家。外国厂家主要包括美国、日本、德国等大国的主要厂家。目前我国进口铍铜也是从这几个国家的几个核心厂家进行进口的。进口铍铜主要就是一致性好过国产铍铜，国外生产铍铜也就两家，美国的BrushWellman,日本的NGK.1.美国Brushwellman是专业做铍相关产品，绝对是 行业 的大哥大。无论是产品质量还是供货能力都是其他厂家无法比的，他们 价格 也是比较高的。2.日本NGK，铍铜仅仅是他们的一个附属 产业 ，质量可靠，产能较低， 价格 适中。3.国内铍铜处于刚起步阶段，基本集中到江苏一些小厂，质量不稳定，产能较低， 价格 低。主要是国家没有重视。铍铜的特点是良好的导热特性： 铍铜材料的导热特性有利于控制塑料加工模具的温度，也更容易控制成型周期，同时可以保证模具壁温的均匀性；如果与钢模相比，铍铜的成型周期要小的多，模具的平均温度可降低20%左右，当平均脱摸温度与模具平均壁温之间相差较小时（例如在模具零件不易被冷却的情况下）使用铍铜模具材料，冷却的时间可以减少40%。而模具壁温只降低15% ； 以上的铍铜模具材料的特性会给使用此材料的模具厂家带来几点益处 成型周期缩短，生产率提高 ； 模具壁温均匀性好，提高拉制品的质量 ； 模具结构简化，因为冷却管道减少 ； 可以提高物料温度，从而减小制品的壁厚，降低产品的成本。铍铜是一种以铍为主加元素的铜基体合金材料。其适用范围在需求高导热，高硬度，高耐磨的要求下才使用铍铜材料的。铍铜以物料形式可以分为带、板、棒，线、以及管等，如果以铍铜物理功能使用来区分，一般来讲有3种。 1：高弹性的2：高导热，高硬度的 3：电极上使用的高硬度，高耐磨的。想要了解更多铍铜厂家的相关资讯，请浏览上海 有色 网（ www.smm.cn ）铜频道。 

锡锭厂家是很多人都会关心的问题，下文中就会有这方面的知识。下面会例举较多的厂家：上海索享金属材料有限公司公司描述：上海索享金属材料有限公司是一家经国家相关部门批准注册的企业。上海索享金属材料有限公司凭着良好的信用、优良的服务与多家企业建立了长期的合作关系。上海索享金属材料有限公司热诚欢迎各界朋友主营产品:  镁锭 锑锭 电解锰 金属硅 镉锭 铋锭 锡锭 铅锭 丰顺县宏骏锡业有限公司公司描述：丰顺县宏骏锡业有限公司是锡条、锡线、锡丝、锡锭、环保锡丝、环保锡条、电解锡锭、电解锡、焊锡丝等产品专业生产加工的有限责任公司,公司总部设在广东丰顺,丰顺县宏骏锡业有限公司拥有完整、科学主营产品:  锡条 锡线 锡丝 锡锭 环保锡丝 环保锡条 电解锡锭 电解锡 焊锡丝 李宝珠公司描述：深圳市大立锡业制品有限公司是一家专业焊锡系列产品设计、制造商。拥有雄厚的技术力量和先进的生产工艺，产品行销全国各地，其优良品质深得用户赞誉。本公司主要生产无铅焊锡条、无铅焊锡丝、无铅主营产品:  无铅焊锡 锡条 锡线 焊锡 锡锭 无铅锡线 无铅锡条 助焊剂 锡膏 阳极棒 低温锡线 普通焊锡 乐清市众力有色金属材料厂公司描述：众力焊锡厂家直销产品有|焊锡丝|焊锡条|无铅焊锡|无铅锡条|无铅焊锡丝|无铅助焊剂|洗板水|稀释剂|免洗助焊剂|无铅锡膏|低温焊锡丝|电镀阳极板|锡球|锡锭,锌丝，主营产品:  Array焊锡丝 焊锡条 环保焊锡丝 环保焊锡条 锡锭 锡板 浩宇金属材料有限公司公司描述：本公司总部位于人杰地灵的临沂主营铅铜铝锡及其合金产品，本着互利互惠的原责愿与广大业务客户和有识之士合作共赢共创美好未来主营产品:  铅锭 铅合金 铝锭 铜锭 锡锭云南锡业股份有限公司（武汉分公司）公司描述：云南锡业股份有限公司（以下简称“公司”）是云南锡业集团有限责任公司控股、国内锡行业唯一的一家上市公司，是中国最大的锡生产、加工、出口基地，2005以来，公司锡金属产量位居全球第一。2000年主营产品:  锡锭 焊锡条 焊锡丝 无铅焊锡条（丝） 硫酸亚锡 锡基合金 氯化亚锡 二氧化锡（气法） 二氧化锡（酸法） 有色金属矿产品 如果你想了解锡锭厂家等更多关于锡的信息，你可以登陆上海有色网中的锡专区进行查询和访问。

货币政策收紧引发加息预期以及美元的走强给锌锭厂家带来了不小的压力,此外，在利空氛围中,下游消费未按预期启动更令锌锭的价格上行受阻。美元与金属价格存在很强的相关性，主要体现在两个方面：第一，美元是世界主要的支付货币之一，大宗商品以美元标价，美元上涨表示以美元计价的商品更加昂贵，资金将从大宗商品撤离转投美元避险。资金的流失对金属价格上涨不利。近期，美元指数从77附近反弹至81一线的节奏与金属价格从高位回落的步调一致。其中，美元与锌价的负相关表现特别明显。第二、美元的走强主要是美元兑非美货币的走高，美元的升值意味着非美国家的经济相对疲软，今年较去年最大的变化是宽松的货币政策面临退出。因此，靠充裕流动性推高资产价格的情况在今年不可能持续下去。欧洲债务危机问题导致的市场对经济复苏前景担忧，欧美地区消费信心下滑。欧洲地区又是全球主要的金属消费主体，经济前景堪忧势必令金属需求低迷，因此，由美元走强引发的价格下跌也在情理之中。我们预计美元的反弹会延续下去，金属价格面临美元上涨的压力。从不断高企的库存来看，全球锌锭市场的过剩要比想象中的更严重。甚至有锌锭厂家表示,他们会考虑锌锭产业对于自身的企业是否还有存在的必要